manual de arranque, carga y transporte en minería a cielo abierto

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MANUAL DE ARRANQUE ,CARGA Y TRANSPORTEEN MINERIA A CIELO AB IERTO

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Página

CAPITULO 1: Conceptos básicos en minería a cielo abierto ... 23

1. INTRODUCCION ....................................... 23

2. TIPOS DE YACIMIENTOS EXPLOTABLES A CIELO ABIERTO ......... 23

2.1. Por su forma ...................................... 232.2. Por el relieve del terreno original ......................... 232.3. Por su proximidad a la superficie ......................... 242.4. Por la inclinación ................................... 242.5. Por la complejidad o número de mineralizaciones .............. 242.6. Por la distribución de la calidad del mineral en el yacimiento ....... 242.7. Por el tipo de roca dominante ........................... 24

3. METODOS MINEROS Y SISTEMAS DE EXPLOTACION ............. 253.1. Cortas .......................................... 253.2. Descubiertas ...................................... 273.3. Terrazas ......................................... 273.4. Contorno ......................................... 283.5. Canteras ......................................... 28 99f3.6. Graveras ......................................... 293.7. Métodos especiales y mixtos ............................ 293.8. Sistemas de explotación ............................... 29

4. OPERACIONES BASICAS Y CLASIFICACION.DE EQUIPOS .......... 31

5. PROPIEDADES GEOMECANICAS Y TECNICAS DE CARACTERIZACION DEMACIZOS ROCOSOS .................................... 32

5.1. Ensayos geomecánicos clásicos y datos estructurales ............ 325.2. Ensayos geomecánicos específicos ........................ 355.3. Técnicas geofísicas .................................. 37

5.3.1. Sísmica de refracción 385.3.2. Técnicas geofísicas en el interior de barrenos ............ 39

6. SELECCION DE EQUIPOS ................................ 41

6.1. Criterios básicos que intervienen en la selección de los equipos ..... 416.2. Criterios específicos a considerar en la selección de equipos ....... 42

7. BIBLIOGRAFIA ........................................ 44

CAPITULO II: Excavadoras de cables ..................... 45

1. INTRODUCCION ....................................... 45

2. TIPOS DE UNIDADES ................................... 45

3. CARACTERISTICAS GENERALES Y DE DISEÑO ................. 47

3.1. Descripción general .................................. 493.2. Sistema eléctrico ................................... 49

3.2.1. Alimentación .................................. 493.2.2. Accionamiento eléctrico .......................... 51

3.3. Superestructura giratoria ............................... 543.4. Mecanismo de elevación .............................. 563.5. Mecanismos de empuje y retroceso del cazo ................. 573.6. Mecanismo de giro .................................. 58

3.7. Mecanismo de traslación y dirección ....................... 593.8. Infraestructura y bastidores de orugas ...................... 613.9. Sistema neumático .................................. 613.10. Cables de accionamiento .............................. 623.11. Equipo frontal de excavación ............................ 63

3.11.1. Brazo ...................................... 633.11.2. Pluma ..................................... 643.11.3. Cazo ...................................... 65

4. OPERACIONES BASICAS Y PRACTICA OPERATIVA ............... 67

4.1. Ciclo básico ....................................... 674.2. Traslado entre tajos ................................. 674.3. Piso del tajo ...................................... 684.4. Excavación y carga .................................. 684.5. Procedimiento de trabajo .............................. 69

4.5.1. Carga a los dos lados ........................... 704.5.2. Carga a un solo lado ............................ 724.5.3. Avance paralelo al banco ......................... 72

5. APLICACIONES ....................................... 74

6. CONSIDERACIONES DE SELECCION ......................... 74

6.1. Definición de las características básicas .................... 746.1.1. Determinación del cazo .......................... 766.1.2. Capacidad de los volquetes ........................ 766.1.3. Peso ....................................... 766.1.4. Potencia 766.1.5. Altura de banco ............................... 76

6.2. Selección de modelos ................................ 766.2.1. Sistema eléctrico 776.2.2. Sistema de empuje del brazo ...................... 776.2.3. Mecanismo de traslación ........................... 776.2.4. Cazo ..................................... 77

7. TENDENCIAS Y NUEVOS DESARROLLOS ........... .

7.1. Sistema eléctrico ................................... 787.2. Sistemas de traslación y tambores enrolladores ................ 787.3. Diseño de los cazos ................................. 787.4. Microprocesadores .................................. 79

8. BIBLIOGRAFIA ......................................... 80

CAPITULO M: Excavadoras hidráulicas ................... 81

1. INTRODUCCION ........................................ 81


3. CARACTERISTICAS BASICAS Y DE DISEÑO .................... 82

3.1. Chasis y tren de rodaje ............................... 843.1.1. Chasis ..................................... 843.1.2. Tren de rodaje ................................ 84

3.2. Superestructura .................................... 863.3. Accionamiento ..................................... 873.4. Sistema hidráulico ................................... 873.5. Cabina .......................................... 903.6. Equipo de trabajo ................................... 90

3.6.1. Equipo frontal ................... .............. 923.6.2. Equipo retro .................................. 933.6.3. Equipos bivalva ................................ 943.6.4. Equipos especiales ............................. 943.6.5. Cazos ...................................... 94

3.7. Cinemática de las excavadoras ............ , ............. 95


5. APLICACIONES ....................................... 101


6.1. Definición de las características básicas ..................... 1026.1.1. Capacidad del cazo ............................. 1026.1.2. Capacidad del volquete .......................... 1026.1.3. Altura de banco ................... ............ 1026.1.4. Peso de la máquina ............................. 1046.1.5. Potencia de la máquina .......................... 104

6.2. Elección del sistema de trabajo .......................... 1046.2.1. Posición de la máquina .......................... 1046.2.2. Tipo de material ............................... 104

6.3. Selección de modelos ................................ 1046.3.1. Chasis ..................................... 1046.3.2. Tren de rodaje ................................ 1056.3.3. Corona de giro ................................ 1056.3.4. Sistema hidráulico y accionamiento ................... 1056.3.5. Equipo de trabajo. Diseño del cazo ................... 106

7. TENDENCIAS FUTURAS. NUEVOS DESARROLLOS ................ 107

7.1. Cinemática ....................................... 1077.2. Hidráulica ........................................ 1087.3. Construcción de la máquina 1087.4. Aplicación de la electrónica ............................. 1087.5. Cazos vibratorios ................................... 108

8. BIBLIOGRAFIA ........................................ 109

CAPITULO IV: Dragalinas ............................... 111

1. INTRODUCCION ....................................... 111



3.1. Mecanismo de traslación .............................. 1143.2. Base de apoyo ..................................... 1153.3. Chasis giratorio .................................... 116

.................................... 1163.4. Bastidor en "A..3.5. Mástil .......................................... 1173.6. Pluma .......................... 1183.7. Mecanismo de arrastre y elevación ........................ 1193.8. Mecanismo de giro .................................. 1213.9. Sistema eléctrico ................................... 1223.10. Cazo .......................................... 1223.11. Cabina .......................................... 1233.12. Escalera y pasarelas ................................. 1233.13. Equipos auxiliares ................................... 123


4.1. Apertura del hueco inicial .............................. 1244.2. Fase de explotación ................................. 125

4.2.1. Método convencional ............................. 1254.2.2. Método de banqueo en avance ..................... 1264.2.3. Método del banco extendido ....................... 1274.2.4. Método de arrastre hacia atrás ...................... 1284.2.5. Otros métodos en yacimientos simples ................. 1284.2.6. Métodos en yacimientos multicapa ................... 129

4.3' Accesos a la explotación .............................. 130

5. APLICACIONES ........................................ 130


7. TENDENCIAS Y NUEVOS DESARROLLOS ...................... 134

8. BIBLIOGRAFIA ........................................ 138

CAPITULO V: Palas cargadoras .......................... 139

1. INTRODUCCION ....................................... 139



3.1. Chasis .......................................... 1413.2. Transmisión ....................................... 142

3.2.1. Transmisión mecánica ........................... 1423.2.2. Transmisión eléctrica ............................ 143

3.3. Sistemas hidráulicos .................................. 1433.4. Equipo de trabajo ................................... 1453.5. Cabina .......................................... 1473.6. Neumáticos ....................................... 147


4.1. Fuerza de penetración ................................ 1494.2. Fuerza de arranque .................................. 1494.3. Fuerza de elevación ....... 1494.4. Capacidad del cazo .................................. 1494.5. Práctica operativa ................................... 149

5. APLICACIONES ....................................... 150

5.1. Unidades de carga .................................. 1505.1.1. Método tradicional con una pala ..................... 1505.1.2. Método tradicional con dos palas .................... 1515.1.3. Método alternativo .............................. 1515.1.4. Método en cadena ............................. 151

5.2. Unidades de carga y transporte .......................... 153


6.1. Definición de las características básicas ..................... 1556.1.1. Determinación del cazo .......................... 1566.1.2. Determinación de la capacidad del volquete ............. 1566.1.3. Altura de banco ............................... 1566.1.4. Peso de la máquina ............................ 1576.1.5. Potencia .................................... 157

6.2. Sistema de rodaje ................................... 1576.3. Selección del modelo ......... ......................... 157

6.3.1. Relación pala-volquete ........................... 1586.3.2. Motor ...................... 1586.3.3. Carga límite de equilibrio estático .................... 1586.3.4. Sistema de transmisión ........................... 1586.3.5. Circuito hidráulico .............................. 1586.3.6. Fuerza de arranque ............................. 1586.3.7. Cazo y accesorios .............................. 1586.3.8. Articulación .................................. 1596.3.9. Cabina ..................................... 1596.3.10. Neumáticos .................................. 1596.3.11. Mantenimiento y servicio .......................... 159


8. BIBLIOGRAFIA ........................................ 162

CAPITULO VI: Rotopalas ................................ 163

1. INTRODUCCION ....................................... 1632. TIPOS DE UNIDADES ................................... 1643. CARACTERISTICAS GENERALES Y DE DISEÑO ................. 166

3.1. Tren de rodaje ..................................... 1663.1.1. Vías ....................................... 1663.1.2. Orugas ..................................... 167

3.2. Corona de giro ..................................... 1693.2.1. Rodamiento .................................. 1693.2.2. Corona y piñón ................................ 169

3.3. Brazo de rodete .................................... 1703.4. Rodete .......................................... 170

3.4.1. Rodete celular ................................ 1713.4.2. Rodete no celular .............................. 1713.4.3. Rodetes semicelulares ........................... 1713.4.4. Velocidad de rotación del rodete ..................... 171 •'3.4.5. Accionamiento del rodete ......................... 172

3.5. Cangilones y elementos de corte ......................... 1763.6. Sistema de izado ................................... 177

3.6.1. Cilindros hidráulicos .............................. 1783.6.2. Cables ..................................... 178 }

3.7. Descarga de la rotopala ............................... 1783.7.1. Brazo de descarga ............................. 1783.7.2. Brazo de descarga y carro cinta ..................... 1803.7.3. Puente de conexión 180

3.8. Sistema de cintas ................................... 180


4.1. Forma de trabajo de una rotopala ........................ 1824.2. Variantes de excavación ............................... 1834.3. Sistemas de trabajo ................................. 184

4.3.1. Excavación en bloque lleno ........................ 1844.3.2. Excavación en frente largo ........................ 1844.3.3. Excavación en bloque lateral ....................... 1844.3.4. Excavación bajo nivel de orugas ..................... 185

5. APLICACIONES ........................................ 185

5.1. Método de terrazas con excavación en escalones .............. 1855.2. Método de terrazas por bloques paralelos ................... 1875.3. Método de descubierta con vertido directo 1885.4. Método de descubierta con cinta puente o apilador de brazo largo .... 1895.5. Método mixto ...................................... 189


6.1. Cálculo de la producción teórica ......................... 1906.2. Definición de la geometría de la máquina ................... 191

6.2.1. Velocidad de corte ............................. 1926.2.2. Número de cangilones ........................... 1926.2.3. Número de descargas ........................... 1936.2.4. Capacidad de los cangilones ....................... 1936.2.5. Potencia de accionamiento ........................ 1936.2.6. Diseño estructural del rodete ....................... 193


8. BIBLIOGRAFIA ........................................ 196

CAPITULO VII: Minadores continuos ..................... 197

1. INTRODUCCION ....................................... 197



3.1. Minadores de ataque horizontal .......................... 197

3.2. Minadores de rodete fijo ............................... 197

3.3. Minadores de ataque frontal y tambor único .................. 2013.4. Minadores de ataque frontal de tambor múltiple ................ 2023.5. Minadores de ataque puntual ........................... 203


5. APLICACIONES ....................................... 205


7. TENDENCIAS Y NUEVOS DESARROLLOS ....................... 208

8. BIBLIOGRAFIA ........................................ 209

CAPITULO VIII: Minadores "Auger" ....................... 211

1. INTRODUCCION ....................................... 211

2. TIPOS DE UNIDADES. CARACTERISTICAS ..................... 211

3. METODOS MINEROS .................................... 213

3.1. Minería de contorno ................................. 2133.2. Minería de trincheras ................................. 214

3

4. PRACTICA OPERATIVA .................................. 214

4.1. Geometría de la perforación ............................ 215

5. CRITERIOS DE SELECCION ............................... 215

6. TENDENCIA Y NUEVOS DESARROLLOS ...................... 216

7. BIBLIOGRAFIA ........................................ 219

CAPITULO IX: Dragas ................................. 221

1. INTRODUCCION .................................... 221

2 TIPOS DE UNIDADES ........... ....................... 221


3.1. Draga de cuchara ................................... 2223.2. Draga de cuchara retro ............................... 2233.3. Dragas de cangilones ................................ 2243.4. Draga cortadora-succionadora ............................ 2253.5. Dragas succionadoras de rodete ......................... 2263.6. Dragas de succión en marcha ........................... 228


4.1. Dragas de cuchara .................................. 230

4.2. Dragas de cangilones ................................ 2304.3. Dragas cortadoras de succión ........................... 2314.4. Dragas succionadoras de rodete ......................... 233

4.4.1. Dragado con tajo horizontal ........................ 2334.4.2. Dragado con tajo vertical ......................... 2334.4.3. Dragado contra talud ............................ 234

5. APLICACIONES ........................................ 234


7. TENDENCIAS Y NUEVOS DESARROLLOS ...................... 2368. BIBLIOGRAFIA ...... ............... 238

CAPITULO X: Monitores hidráulicos ...................... 239

1. INTRODUCCION ....................................... 239



3.1. Lanza y boquilla ..................................... 2403.2. Cuerpo del monitor .................................. 2403.3. Estructura de fijación y apoyo ........................... 2403.4. Mecanismo de accionamiento ........................... 2403.5. Alimentación de agua ................................ 242


4.1. Arranque directo con monitor ............................ 2424.2. Arranque con disgregación previa ......................... 245

5. APLICACIONES ....................................... 245


7. TENDENCIA Y NUEVOS DESARROLLOS ...................... 247

8. BIBLIOGRAFIA ........................................ 248

CAPITULO XI : Volquetes ................................ 249

1. INTRODUCCION ....................................... 249


2.1. Volquetes ........................................ 2502.1.1. Volquetes convencionales ......................... 2502.1.2. Volquetes con tractor remolque ..................... 2502.1.3. Volquetes articulados ............................ 251

2.2. Camiones de descarga lateral ............................ 2512.3. Camiones de descarga por el fondo ....................... 2512.4. Unidades especiales ................................. 253

3. CARACTERISTICAS GENERALES Y DE DISEÑO .................. 253

3.1. Motores y transmisiones ............................... 2533.1.1. Transmisión mecánica ........................... 2533.1.2. Transmisión eléctrica ............................ 256

3.2. Bastidor ......................................... 2573.3. Caja .......................................... 2573.4. Suspensión ....................................... 2593.5. Frenos .......................................... 260

3.6. Dirección y sistemas hidráulicos .......................... 2613.7. Ruedas ......................................... 2623.8. Cabina .......................................... 262

4. APLICACIONES ....................................... 263

5. PRACTICA OPERATIVA .................................. 264


6.1. Definición de las características básicas .................. 2656.2. Selección del modelo ................................. 266

6.2.1. Tipo de unidad ................................ 2666.2.2. Capacidad de la caja ............................ 2666.2.3. Capacidad de carga del volquete .................... 2666.2.4. Potencia .... ............................... 2676.2.5. Tipo de transmisión ....... .. . . . 2676.2.6. Chasis ..................................... 2686.2.7. Peso y potencia ............................... 2686.2.8. Frenos ..................................... 2696.2.9. Cabina ..................................... 2696.2.10. Neumáticos .................................. 269


7.1. Tipos de unidades y su empleo .......................... 2697.2. Alimentación por trole .............. .. . . . . . . . . . . . . . . . . 271

7.2.1. Descripción del sistema ........................... 2717.2.2. Modo de operación ............................. 2727.2.3. Ventajas del sistema trole ......................... 2737.2.4. Inconvenientes del sistema ........................ 274

7.3. Asignación dinámica de volquetes ........................ 2747.4. Aplicación de programas de ordenador ..................... 2777.5. Aplicación de la microelectrónica ......................... 2787.6. Otras tendencias ................................... 279

8. BIBLIOGRAFIA ........................................ 282

CAPITULO XII: Cintas transportadoras .................... 283

1. INTRODUCCION ........................................ 283



3.1. Bastidores ........................................ 2863.1.1. Estaciones superiores ............................ 2873.1.2. Estaciones inferiores ......................... ..: 2873.1.3. Rodillos ..................................... 2873.1.4. Soportes de los rodillos .......................... • 289

3.2. Cabezas motrices ................................... 2893.2.1. Tambores ................................... 2903.2.2. Reductores .................................. 2913.2.3. Acoplamientos ................................ 2923.2.4. Frenos y mecanismos antirretorno .................... 2933.2.5. Dispositivos de tensado .......................... 2933.2.6. Configuración de una cabeza motriz .................. 294

3.3. Bandas .......................................... 2943.3.1. Carcasa .................................... 2943.3.2. Recubrimientos ................................ 2963.3.3. Uniones .............................. . . . ... 296

3.4. Equipos eléctricos ................................... 297

3.4.1. Dimensionamiento .............................. 297

3.5. Productividad de una cinta ............................. 2983.5.1. Propiedades del material .......................... 2983.5.2. Inclinación de la cinta ........................... 2983.5.3. Velocidad de transporte .......................... 2983.5.4. Anchura .................................... 3023.5.5. Capacidad de transporte .......................... 303

3.6. Cálculo de la potencia de accionamiento .................... 3033.6.1. Pesos unitarios ................................ 3063.6.2. Potencia de accionamiento ........................ 307

3.7. Cálculo de tensiones en al banda ........................ 3113.7.1. Transporte horizontal ............................ 3123.7.2. Transporte ascendente ........................... 3143.7.3. Transporte descendente (Banda impulsada) ............. 3163.7.4. Transporte descendente (Frenado) ................... 3173.7.5. Ejemplo de cálculo ............................. 318

3.8. Selección de la banda y coeficiente de seguridad .............. 3203.9. Radios de curvatura en el plano vertical ..................... 321


4.1. Carga de la cinta ................................... 3224.2. Dispositivos de limpieza ............................... 324

................ 3244.2.1. Limpieza en cabeza de vertido ..... .4.2.2. Volteo de la banda ............................ 3254.2.3. Limpieza del ramal inferior ........................ 3264.2.4. Rodillos inferiores de discos de goma ................. 326

4.3. Sustitución de guirnaldas .............................. 3264.4. Dispositivos de seguridad .............................. 327

5. APLICACIONES ....................................... 328



7.1. Cintas convencionales ................................ 3347.1.1. Aumento de la capacidad de transporte ................ 3347.1.2. Cintas con curvas horizontales ...................... 3347.1.3. Accionamiento lineal ............................ 3357.1.4. Cintas modulares .............................. 3357.1.5. Cintas alargables .............................. 336

7.2. Cintas tubo ....................................... 3367.3. Cintas de alta pendiente .............................. 337

7.3.1. Cintas bolsa o de compartimentos ................... 3377.3.2. Cintas sandwich ............................... 338

7.4. Cintas Aero-Belt .................................... 3407.5. Cinta Cable-Belt .................................... 342

8. BIBLIOGRAFIA ........................................ 343 'l

ANEXO XI1. 1: Cintas ripables ............................ 345

1. INTRODUCCION ....................................... 345


2.1. Cabeza motriz ..................................... 3452.2. Bastidores ........................................ 3452.3. Estación de retorno .................................. 346


3.1. Ripado polar ...................................... 346

3.2. Ripado paralelo .................................... 3483.3. Proceso de ripado .................................. 349

3.3.1. Preparación del ripado ........................... 3493.3.2. Ripado ..................................... 3493.3.3. Operaciones posteriores .......................... 350

3.4. Planificación del ripado ............................... 350

4. BIBLIOGRAFIA ........................................ 352

CAPITULO XIII: Apiladores y equipos complementariosen los sistemas continuos ................ 353

1. INTRODUCCION ....................................... 353

2. APILADORES ....................................... 353

2.1. Tipos de unidades ................................... 3532.1.1. Apiladores convencionales ......................... 3532.1.2. Apiladores con cinta de alimentación suspendida .......... 3542.1.3. Apiladores compactos o estándar ..................... 354

2.2. "Características generales y de diseño ...................... 3552.2.1. Brazo de descarga ............................. 3552.2.2. Longitud de la cinta de alimentación .................. 3552.2.3. Peso en operación ............................. 356

2.3. Práctica operativa ................................... 357

3. APILADORES PUENTE O DE BRAZO LARGO ................... 358

31. Características generales y de diseño ...................... 3583.1.1. Longitud del brazo de apilado ...................... 3583.1.2. Capacidad de apilado ............................ 3583.1.3. Peso en operación ............................. 3583.1.4. Posibilidad de giro de la superestructura ............... 3583.1.5. Contrapeso .................................. 3593.1.6. Presión sobre el terreno .......................... 3593.1.7. Tipos de estructura ............................. 359

3.2. Aplicaciones ...................................... 3593.3. Consideraciones de selección ........................... 359

4. CINTAS PUENTE ...................................... 361

5. CARROS TOLVA ....................................... 363

6. CARROS CINTA ....................................... 365

7. TRIPERS O EQUIPOS DE TRANSFERENCIA .................... 366 {

7.1. Carros transportadores de orugas ......................... 368

8. BIBLIOGRAFIA ....................................... 370

CAPITULO XIV: Mineroductos ............................ 371

1. INTRODUCCION ....................................... 371

2. CARACTERISTICAS GENERALES Y DE DISEÑO ................. 3712.1. Pesos específicos y dureza de los sólidos ................... 3712.2. Granulometría 3722.3. Concentración de sólidos .............................. 3732.4. Hidráulica y flujo turbulento ............................. 3742.5. Viscosidad ....................................... 3742.6. Resistencia a la circulación ............................. 3752.7. Parámetros de las hidromezclas .......................... 3772.8. Equipos del mineroducto .............................. 380

2.8.1. Bombas .................................... 3802.8.2. Tuberías .................................... 3842.8.3. Equipos auxiliares .............................. 385

2.9. Cálculos básicos de un mineroducto ....................... 385


3.1. Preparación de la mezcla .............................. 3893.2. Recepción y agotado de la mezcla ........................ 390

4. APLICACIONES ....................................... 390



7. BIBLIOGRAFIA ....................................... 395

CAPITULO XV: Tractores ............................... 397

1. INTRODUCCION ....................................... 397



3.1. Chasis ....................................... 3983.2. Motor ....................................... 3983.3. Transmisión ....................................... 3983.4. Tren de rodaje ..................................... 4003.5. Sistema hidráulico ................................... 4013.6. Cabina 4023.7. Hoja de empuje .................................... 4023.8. Riper o escarificador ................................. 404


5. APLICACIONES ....................................... 414



8. BIBLIOGRAFIA ....................................... 420

CAPITULO XVI: Mototraíllas ............................. 421

1. INTRODUCCION ....................................... 421

2. TIPO DE UNIDADES .................................... 421

3. CARACTERISTICAS GENERALES Y DE DISEÑO .................. 422

3.1. Tractor ....................................... 4233.1.1. Bastidor .................................... 4233.1.2. Motor 4233.1.3. Transmisión .................................. 4233.1.4. Dirección .................................... 4253.1.5. Frenos ..................................... 4253.1.6. Sistema hidráulico .............................. 4253.1.7. Suspensión .................................. 425

3.2. Traílla ....................................... 4253.2.1. Caja ....................................... 4253.2.2. Armadura de tiro ................................ 4263.2.3. Compuerta ................................... 4263.2.4. Elevador .................................... 4273.2.5. Eyector ..................................... 4283.2.6. Bastidor de empuje ............................. 429


4.1. Carga ....................................... 4294.2. Transporte ....................................... 4304.3. Descarga ....................................... 4314.4. Recomendaciones para realizar la carga .................... 4314.5. Sistemas de carga .................................. 431

5. APLICACIONES ....................................... 433


6.1. Tipo de material .................................... 4346.2. Resistencia a la rodadura .............................. 4346.3. Pendientes ....................................... 4346.4. Distancia de transporte ............................... 4346.5. Economía de la operación y otros factores ................... 434


8. BIBLIOGRAFIA ....................................... 437

CAPITULO XVII: Plantas móviles de trituración ............. 439

1. INTRODUCCION ....................................... 439


2.1. Móviles ....................................... 4402.2. Semimóviles ...................................... 4412.3. Semiestacionarias 4422.4. Estacionarias ....................................... 442


3.1. Tolva de alimentación ................................ 4443.2. Sistemas de trituración y evacuación ....................... 444

3.2.1. Alimentador .................................. 4443.2.2. Trituradora ................................... 4443.2.3. Equipo de evacuación del producto ................... 445

3.3. Instalaciones auxiliares ................................ 4453.4. Chasis ....................................... 4463.5. Sistema de traslación ................................ 446

3.5.1. Transporte sobre vías ........................... 4463.5.2. Transporte sobre orugas .......................... 4463.5.3. Transporte sobre neumáticos ....................... 4483.5.4. Patines hidráulicos .............................. 448

4. APLICACIONES ........................... ........... 4504.1. Trituradoras móviles ................................. 4504.2. Trituradoras semimóviles ............ .... . ....... . .. .. . 451

5. CONSIDERACIONES DE SELECCIQN ......................... 453

5.1. Geología del yacimiento ............................... 4535.2. Características del material ............................. 4535.3. Capacidad requerida, granulometría de entrega y salida .......... 4545.4. Condiciones generales de operación ....................... 454

5.4.1. Tipo de máquina de carga ........................ 4545.4.2. Condiciones ambientales y características del terreno ....... 455

5.5. Vida operativa ..................................... 455 f

6. TENDENCIAS Y NUEVOS DESARROLLOS ...................... 4556.1. Trituradoras semimóviles y semiestacionarias 4556.2. Machacadoras móviles ...... ... ... 455

6.2.1. Triturador alimentador - "Feeder Breaker" .............. 4566.2.2. "Rol ler-Sizer" ................................. 457

7. BIBLIOGRAFIA ....................................... 459

CAPITULO XVIII : Neumáticos ............................ 461

1. INTRODUCCION ....................................... 461

2. CONSTITUCION DE UN NEUMATICO ......................... 461

3. CARACTERISTICAS GENERALES. CLASIFICACION ................ 463

3.1. Dimensiones ...................................... 4633.2. Perfil ....................................... 4633.3. Indice de límite de carga .............................. 4633.4. Profundidad de dibujo ................................ 4633.5. Otras características ................................. 4643.6. Clasificación ...................................... 464

4. CAUSAS DE DAÑOS EN LOS NEUMATICOS Y ACTUACIONESRECOMENDADAS ...................................... 465

4.1. Presión de inflado ................................... 4654.2. Carga ..................... 4664.3. Longitud del ciclo ................................... 4674.4. Velocidad ....................................... 4674.5. Tipo o estado del terreno .............................. 4674.6. Temperatura ambiente ................................ 4684.7. Otras acciones de mantenimiento ......................... 468

5. ELECCION DEL NEUMATICO Y CALCULO DE SU VIDA PROBABLE .... 468

............................... 4685.1. Elección del neumático5.2. Cálculo de la vida probable de un neumático ................. 470

6. EMPLEOS Y DISEÑOS ESPECIALES ......................... 470

6.1. Lastrado ....................................... 4706.2. Espuma ....................................... 4736.3. Cadenas ....................................... 4736.4. Neumáticos con zapatas .............................. 473

7. BIBLIOGRAFIA .. .................................... 474

CAPITULO XIX: Motores diesel .......................... 475

1. INTRODUCCION ....................................... 475

2. DEFINICION DE TERMINOS ............................... 475

3. CARACTERISTICAS GENERALES ........................... 476

3.1. Características del motor diesel .......................... 4763.2. Ciclos del motor diesel ................................ 4783.3. Características de diseño .............................. 480

4. ESPECIFICACIONES DE OPERACION DEL MOTOR DIESEL .......... 481

4.1. Curvas características ................................ 4814.2. Otros factores de operación ............................ 483

5. CRITERIOS DE SELECCION DE MOTORES ..................... 486


7. BIBLIOGRAFIA ....................................... 489

CAPITULO XX: Cálculo de rendimientos ................... 491

1. INTRODUCCION ....................................... 4912. ANALISIS DEL TRABAJO A REALIZAR ........................ 491

2.1. Componentes de tiempo del ciclo de trabajó .................. 4912.2. Factores de eficiencia y organización ...................... 4922.3. Factores de esponjamiento y densidades .................... 493

2.3.1. Compactación ................................. 4942.4. Capacidad nominal del equipo ........................... 494

3. POTENCIAS Y FUERZAS MOTRICES DE LOS EQUIPOS MOVILES ..... 4953.1. Elementos que proporcionan potencia ...................... 4953.2. Factores limitadores del rendimiento ....................... 496

3.2.1. Resistencia a la rodadura ......................... 4963.2.2. Resistencia a la pendiente ............ ............ 4973.2.3. Peso ...................................... 4973.2.4. Tracción .................................... 4983.2.5. Altitud ...................................... 498

3.3. Curvas características ................................ 4993.4. Factores de velocidad ................................ 502

4. PRODUCCIONES HORARIAS DE LOS EQUIPOS DE CARGA ......... 5064.1. Capacidad de los cazos y factores de llenado ................ 5064.2. Tiempos de ciclo y factores de corrección ................... 5074.3. Ejemplos ....................................... 510

5. PRODUCCIONES HORARIAS DE LAS MOTOTRAILLAS ............. 5115.1. Tiempos de carga de las mototraíllas ...................... 5115.2. Tiempos de vertido .................................. 5115.3. Tiempos de espera y maniobras ......................... 5115.4. Tiempos de desplazamiento ............................ 5115.5. Número de mototraíllas por empujador ..................... 5135.6. Optimización del trabajo combinado de mototraíllas y empujadores ... 514

6. PRODUCCIONES DE LOS TRACTORES ....................... 516

6.1. Configuración y capacidad de la hoja ...................... 5166.2. Tiempo de ciclo empujando ............................ 5186.3. Operación de ripado ................................. 520

7. PRODUCCIONES HORARIAS DE LOS VOLQUETES ............... 5217.1. Tiempos fijos de carga, maniobras y descarga, y esperas ......... 5217.2. Tiempos variables ................................... 5227.3. Equilibrio entre el tamaño de los volquetes y los equipos de carga ... 5227.4. Dimensionamiento de la flota de volquetes ................... 5247.5. Factor de acoplamiento entre la flota de transporte y los equipos de

carga ....................................... 525

8. PRODUCCIONES HORARIAS DE LAS ROTOPALAS ............... 5299. PRODUCCIONES HORARIAS DE LAS CINTAS ................... 53010. BIBLIOGRAFIA ....................................... 531

ANEXO XX: Metodología de control de la producción ........ 533

1. CONTROL DE LA PRODUCCION ............................ 5332. CLASES DE HORAS .................................... 533

2.1. Clasificación general .................................. 5332.2. Clasificación de las "Horas de Parada" ..................... 533

3. COEFICIENTE DE UTILIZACION ............................ 535

3.1. Coeficiente de utilización netos .......................... 535

CAPITULO XXI: Cálculo de los costes horarios e inversionesen maquinaria ........................... 537

1. INTRODUCCION ....................................... 537

2. COSTES DE PROPIEDAD ................................. 537

2.1. Amortización ...................................... 5372.1.1. Términos utilizados en la amortización de los equipos ....... 5382.1.2. Métodos de amortización ......................... 5382.1.3. Vidas útiles de los equipos y valores residuales ........... 540

2.2. Cargas indirectas ................................... 540

3. COSTE HORARIO DE OPERACION .......................... 542

3.1. Costes de combustible y energía ......................... 5423.2. Costes de lubricantes, grasas y filtros ...................... 5443.3. Costes de elementos de desgaste 5453.4. Costes de neumáticos o tren de rodaje ..................... 5453.5. Costes de reparaciones ............................... 5463.6. Coste del operador .................................. 547

4. COSTE TOTAL DE OPERACION ............................ 547

5. TIPOS DE INVERSIONES EN MAQUINARIA Y METODOS DE EVALUACION 547

5.1. Valor temporal del dinero ....... ........................ 5475.2. Elección de la tasa de actualización ....................... 5505.3. Métodos de evaluación basados en la actualización ............. 5515.4. Comparación y selección de alternativas .................... 5525.5. Sustitución de equipos ................................ 553

6. BIBLIOGRAFIA ....................................... 555

ANEXO A: Sistema internacional de unidades de medida ..... 557

ANEXO B: Diccionario inglés-español de términos comunesde maquinaria ............................... 561

ANEXO C: Características técnicas de equipos mineros ...... 573

Excavadoras de cables ..................................... 575Excavadoras hidráulicas ..................................... 581Dragalinas de zancas ...................................... 583Palas de ruedas .......................................... 585Camiones de descarga por el fondo ............................. 591Volquetes ............................................... 594Rotopalas compactas ....................................... 603

APITULO 1

onceptos básicos en minería a cielo abierto

Introducción.I agotamiento prog resivo de los depósitos minerales MINERIA MINERIA A[� CIELO ABIERTOIróximos a la supe rficie y de alta ley ha obligado a las

SUBTERRÁNEA

ompañías explotadoras a considerar los yacimientos PRODUCTOS DE CANTERA............)rofundos, con condiciones geológicas más complejas y CARBON BITUMINOSO

;ituaciones más desfavorables, en cuanto a relacionesie estéril a mineral, aguas subterráneas, estabilidad de LIGNITO.aludes, etc. MINERAL DE HIERRO

-a necesidad de garantizar la viabilidad económica de MINERALES DE COBRE

as operaciones ha exigido, durante las tres últimas FOSFATOSdécadas, aprovechar las economías de escala, confuertes ritmos de producción y maquinaria de gran ASBESTO

tamaño. Después de la Segunda Guerra Mundial, el BAUXITAdiseño de los equipos evolucionó, y se perfeccionó URANIOhasta adoptar las formas que hoy día se consideranclásicas. Se produjo primero un aumento espectacular- MANGANESO

mente rápido en las dimensiones de las máquinas. NIQUELque, en general, se caracterizaban por estar impul- OTROSsadas por robustos motores diésel de régimen lento yaspiración natural, que se acoplaban a transmisiones o 25 so 75 100%mecánicas. Figura 1.- Aportación de la minería a cielo abierto a la producción de

diferentes sustancias minerales.Paralelamente, algunos fabricantes ensayaban y desa-rrollaban máquinas con transmisiones eléctricas. Estasunidades llevaban su propio grupo electrogenerador 2.1. Por su formaarrastrado por un motor diésel. Esta tendencia no segeneralizó, por los problemas de disponibilidad y a) Isométricos. Los que se extienden más o menos enfiabilidad que surgieron. Posteriormente, con la primera todas las direccionescrisis de la energía a comienzos de los años 70, por igual, por ejemplo los

durante la cual se produjo una elevación despropor-cionada de los productos petrolíferos con respecto a las b) Estratificados y filonianos . Aquellos que setasas generales de inflación, las empresas explotadoras presentan siguiendo dos direcciones preferentes yse vieron forzadas a considerar los sistemas continuos albergan un tonelaje relativamente pequeño.de extracción, basados fundamentalmente en el trans-porte con cintas, debido a las ventajas económicas que c) Columnares o cilíndricos . Los que se extienden enofrecía la energía eléctrica generada con otros combus- una sola dirección.tíbles más baratos, como el carbón.

La minería a cielo abierto sufrió un importante impulso d) Intermedios o mixtos. Que combinan características

innovador, al seguir aportando más del 70% de los de dos o más de los grupos anteriores, debido a suproductos minerales en todo el mundo, Fíg. 1, y la propia génesis o a la tectónica que los ha dislocadomaquinaria que se empleaba pasó a evolucionar, no o replegado.

tanto en un crecimiento en tamaño como, en la mejora La morfología de los yacimientos marca acusadamentede la fiabilidad de sus componentes y automatización de la geometría final de las explotaciones , la secuencia defunciones y mecanismos. Esta evolución se ha traducidoen un incremento de los rendimientos, un mejor aprove-chamiento energético, una mayor disponibilidad de lamaquinaria y, en esencia , en un abaratamiento decostes . 2.2. Por el relieve del terreno original

a) Horizontales o planos . Cuando la superficie esrelativamente llana u horizontal,

2. Tipos de yacimientos explotables b) En ladera . Pueden ser a favor de talud o contraa cielo abierto talud , según la disposición de las masas mineraliza-

das.Los depósitos de minerales explotables a cielo abierto c) Montañosos . El terreno es irregular y presentapueden presentar condiciones naturales muy variadas. importantes accidentes topográficos.Las clasificaciones de los yacimientos se realizan,comúnmente , atendiendo a diferentes criterios , entre los d) Submarinos o subacuáticos. Si están cubiertosque cabe destacar los siguientes : por una lámina de agua.

23

La geometría del terreno determina, en cierta medida, el b) Complejos. Pueden contener, junto con mineralesmétodo de explotación y la aplicabilidad de medios de altas leyes, masas de mineral pobres o esteriliza-mecánicos para llevar a cabo la extracción de los das con unos contactos claros; en tales casos ladistintos materiales. explotación se realiza de forma selectiva para evitar

la pérdida o dilución del mineral aprovechable.

También se incluyen dentro de este grupo aquellos2.3. Por su proximidad a la superficie depósitos con diferentes masas o niveles mineraliza-

dos que obligan a una explotación más compleja,a) Superficiales . Cuando no existe material de recubri- aun cuando los contactos con el estéril sean nítidos.

miento o éste presenta un espesor inferior a los 20ó 30 m.

b) Profundos . Localizados a profundidades mayores, 2.6. Por la distribución de la calidad delentre los 40 y los 250 m.mineral en el yacimiento

c) Variables. Aquellos en los que una parte es econó-micamente explotable a cielo abierto y el resto por a) Uniformes . Cuando la calidad o ley del mineral esminería subterránea al ir desarrollándose en profun- la misma dentro de los límites del yacimiento. Endidad. este caso la explotación se lleva a cabo con uno o

varios tajos, pero sin proceder a la mezcla de losLa posición de un yacimiento puede ser, con respecto minerales extraídos.a la superficie, regular o irregular, no pudiendo clasificar-se en algunos casos en un único grupo de los in- b) No uniformes . Cuando la mineralización presentadicados, al compartir características propias de varios calidades distintas en alguna dirección, en planta ogrupos. La posición relativa de un yacimiento determina en profundidad, dentro del depósito. En estos casosel tamaño de la explotación, tanto en planta como en se suele efectuar la extracción simultánea en variasprofundidad, y los sistemas aplicables, especialmente zonas, para proceder a la mezcla y homogeneiza-en cuanto a medios de transporte se refiere. ción de los minerales extraídos.

2.4. Por la inclinación

a) Horizontales . Con ángulos que pueden variar desde 2.7. Por el tipo de roca dominantelos 00 hasta los 10° ó 15° sobre el plano horizontal.

a) El recubrimiento de estéril y el mineral son rocasb) Tumbados . Con ángulos entre 10°-15°, hasta compactas metamórficas o ígneas.

los 25°-35°.b) El recubrimiento está constituido por rocas ígneas o

c) Inclinados . Aquellos cuyos ángulos superan los 25°- metamórficas no homogéneas con alternancia de35° y llegan hasta los 70°-80°. estériles blandos y duros, y el mineral e intrusiones

de estériles son rocas compactas o meteorizadas yd) Verticales. Con ángulos comprendidos entre los 70° también de origen ígneo o metamórfico.

y 90°.c) Las rocas del estéril de recubrimiento son blandas

El ángulo que presentan las masas mineralizadas, y densas, con el mineral y rocas de intrusiónademás de condicionar la elección del método de compactas o meteorízadas, de origen ígneo oexplotación, afecta de forma importante a las relaciones metamórfico.de estéril y mineral y, consecuentemente, a la economíade las operaciones, así como a la probabilidad de d) Tanto el recubrimiento como la zona mineralizadarellenar los huecos creados en yacimientos alargados, están constituidas por rocas ígneas o metamórficaspara proceder a la recuperación de los terrenos. meteorizadas.

e) Las rocas de recubrimiento son blandas y sedimen-tarias y el mineral no es homogéneo.

2.5. Por la complejidad o número de mine- f) El recubrimiento y el mineral son blandos, de origenralizaciones sedimentario ,

a) Simples. Se caracterizan por una estructura homo-génea sin presencia de otros niveles mineralizadores En la Figura 2 se representan esquemáticamente loso inclusiones; en este caso todos los minerales se tipos de yacimientos más comunes y los métodos deextraen conjuntamente del yacimiento. explotación aplicados en cada uno de ellos.

24

YACIMIENTOS DE MINERALEXPLOTABLES A CIELO ABIERTO

ESTRATIFICADOS NO ESTRATIFICADOS

r I �

HORIZONTALES INCLINADOS VERTICALES MASIVOS

r - ��! r----�-� (Stockwork o pipa)

PROFUNDOS SUPERFICIALES TUMBADOS INCLI NADOS ANCHOS

ANCHOS IRREGULARES CILINORICOS

POTENTES ESTRECHOS

TERRAZAS CON TRANS- DESCUBIERTA CON CORTA CON VERTEDERO CORTA CON VERTEDERO CORTA CON VERTEDERO EXTERIORPORTE DE ESTERIL ALRE- VERTIDO DIRECTO EXTERIOR EXTERIORDEDOR DE LA EXPLOTAC.

RATIO DE EXPLOTACION CONSTANTE INCREMENTO DEL RATIO OE EXPLOTACION ALPARA UNA MISMA PROFUNDIDAD. AUMENTAR LA PROFUNDIDAD.AVANCE LATERAL. AVANCE VERTICAL Y LATERAL.

Figura 2.- Tipos de yacimientos y métodos de explotación aplicados.

3. Métodos mineros y sistemas de 3.1. Cortasexplotación En yacimientos masivos o de capas inclinadas la

Los métodos mueden definirse como los explotación se lleva a cabo tridimensionalmente por

el orden espacialos banqueo descendente, con secciones verticales en forma

procedimientospo se lleva a

minerose

cabo lautilizados y

extraccióny atroncocónica . Estos métodos son los tradicionales de la

y estérilesl e

es asociados,lasespacial

las sustanciasdependiendo minería metálica y se adaptaron en las últimas décadas

de interésse lleva

fundamentalmente de las características del yacimien- a los yacimientos carbón , introduciendo algunas

to y del terreno .modificacioones.

de

La profundidad de estas explotaciones suele ser grande,

En minería a cielo abierto se consideran actualmente losllegándose en algunos casos a superar los 300 m. Salvo

Engrupos ae métodos: en los yacimientos con una gran corrida, como sucede

con los de carbón, las posibilidades de relleno del hueco- Cortas con los propios estériles son escasas. Es siempre

necesario crear depósitos exte riores para albergar esos- Descubie rtas materiales.- Terrazas La vida de las minas suele ser grande, por lo general- Contorno supe rior a los 15 ó 20 años , al menos en minería

- Canteras metálica , existiendo algunas explotaciones dentro delter ritorio nacional que se están trabajando desde hace

- Graveras más de un siglo.- Especiales o mixtos

En cuanto a las cortas de carbón, cuya ape rtura tuvolugar, en la mayoría de los casos, a mediados de los

A continuación , se hace una breve descripción de cada años 70, suele ser viable la transferencia de los estéri-uno de esos métodos. les a los huecos creados , pues los yacimientos son,

25

a+.

y�K4Rt kI.iti , -',

Foto 1 .- Corta de carbón (San Antonio-Córdoba).

Foto 2.- Corta de mineral de hierro en Brasil.

26

como ya se ha indicado , alargados y, una vez alcan- entonces extraído desde el fondo de la explotación, quezada la fase de hueco inicial en un extremo del depósi- coincide con el muro del depósito.to, es factible efectuar el autorrelleno.

Después de realizar la excavación del primer módulo ohueco inicial , el estéril de los siguientes es vertido en elpropio hueco de las fases anteriores ; de ahí que seapor naturaleza el más representativo de los métodos detransferencia.

La maquinaria que se utiliza depende del volumen de�¡¡% .,� las reservas extraíbles , siendo en las grandes minas de

frecuente aplicación las dragalinas, y en las pequeñas,o. si no se justifican las fue rtes inversiones en maquinaria,

los equipos convencionales como son los tractores deorugas , las excavadoras hidráulicas, las palas cargado-ras, etc.

3.3. Terrazas

Este método se basa en una minería de banqueo conFigura 3.- Co rta metálica avance unidireccional. Se aplica en yacimientos relativa-

mente horizontales, de uno o varios niveles mineraliza-dos, y con recubrimientos potentes , pero que permitendepositar el estéril en el hueco creado , transportándolo

3.2. Descubie rtasalrededor de la explotación.

Aunque puede ser extensivo a todos los tipos deEstos métodos se aplican en yacimientos tumbados u mineral , los ejemplos más representativos se encuentranhorizontales con unos recubrimientos de estéril infe- en depósitos de carbón , como es el caso de Pue rtollanoriores , por lo general , a los 50 m. Consiste en el avance en España.unidireccional de un módulo con un solo banco desdeel que se efectúa el arranque del estéril y vertido deéste al hueco de las fases anteriores ; el mineral es

TIERRAVEGETAL

ér^

R'\ ♦ i_ �•�E�ERIL � ON

ÁREARESTALIRAOA

CINTA RIPABLE

Figura 5.- Explotación por el método de terrazas.

,3 r^ . Las profundidades que se alcanzan son importantes,existiendo casi exclusivamente una limitación de tipoeconómico en la determinación de cuál es el últimonivel mineralizado que se explotará. Al igual quesucede con los métodos de descubierta, y tal como se

c i Tes' �`" ha indicado , se efectúa un autorrelleno del huecocreado , por lo que, desde el punto de vista de lañ�f lrestauración de los terrenos , las posibilidades de

Figura 4 .- Descubie rta de carbón ( Skeliy and Loy ). actuación son grandes.

27

Los equipos y sistemas mineros que se utilizan son muy 3.5. Canterasvariados, desde los totalmente discontinuos con equiposconvencionales , hasta los continuos con transporte con Canteras es el término genérico que se utiliza paracintas y trituración dentro de las explotaciones , que referirse a las explotaciones de rocas industriales yposeen un alto grado de electrificación . ornamentales . Constituyen, con mucho , el sector más

impo rtante en cuanto a número , ya que desde muyantiguo se han venido explotando para la extracción yabastecimiento de materias primas con uso final en la

3.4. Contorno construcción y en obras de infraestructura.Debido al valor relativamente pequeño que tienen los

En yacimientos de carbón con capas tumbadas , de materiales extraídos, las canteras se sitúan muy cercanasreducida potencia y topografía generalmente des- a los centros de consumo y poseen unas dimensionesfavorable , se aplican los métodos conocidos por minería generalmente reducidas . El método de explotación aplica-de contorno . do suele ser el de bangl.ieo, con uno o varios niveles,

situándose un gran número de canteras a media ladera.Consisten en la excavación del estéril y mineral ensentido transversal al afloramiento hasta alcanzar el Las canteras pueden subdividirse en dos grandes grupos:límite económico , dejando un talud de banco único, y el primero , donde se desea obtener un todo-uno fragmen-progresión longitudinal siguiendo el citado afloramiento. tado apto para alimentar a las plantas de tratamiento yDado el gran desarrollo de estas explotaciones y la obtener un producto destinado a la construcción en formaescasa profundidad de los huecos, es posible realizar de áridos , a la fabri cación de cementos, etc.; y el segundo,una transferencia de los estériles para la posterior dedicado a la explotación cuidadosa de grandes bloquesrecuperación de los terrenos. paralelepipédicos, que posteriormente se cortan y elabo-

ran. Estas últimas canteras se caracterizan por el granLa maquinaria que se utiliza suele ser del tipo conven- número de bancos que se abren para arrancar los bloquescional accionada por motores diesel . y la maquina ria especial con la que se obtienen planos de

corte limpios . En claro contraste con estas canteras seEl relleno de los huecos puede efectuarse una vez que encuentran las primeras, en las que la extracción no suelese haya alcanzado una situación que permita el ve rtido ser tan cuidadosa y son frecuentes las grandes alturas dedentro de la explotación . banco con las que se trabaja.

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Figura 6.- Minería de Contorno ( Skelly and Loy).

28

Figura 7.- Cantera para extracción de áridos.

3.6. Graveras Después de descubrir el mineral con la ayuda deequipos convencionales, se suele proceder a la fragmen-

Los materiales detríticos, como las arenas y las gravas, tación de las rocas mineralizadas y posterior disoluciónalbergados en los depósitos de valle y terrazas de los de las mismas forzando un flujo de agua en una zonaríos, son objeto de una explotación intensa debido a la concreta del yacimiento.demanda de dichos materiales por el sector de la Los métodos mixtos se refieren a aquellas explotacionesconstrucción. que se llevan a cabo combinando labores de superficie

con labores subterráneas, tal es el caso de la denominadaLas arenas y los cantos rodados se encuentran poco minería "auger" en la que después de haber efectuado lacohesionados, por lo que las labores de arranque extracción parcial del mineral por alguno de los métodosse efectúan directamente por equipos mecánicos. Las clásicos, generalmente de contorno, se procede a laexplotaciones suelen llevarse a cabo en un solo recuperación de parte del mineral no explotable económi-banco con una profundidad inferior, por lo general, camente a cielo abierto mediante la utilización de equiposa los 20 m. especiales, que, situados en la superficie, efectúan el

Cuando las formaciones se encuentran en niveles altosarranque y transporte hasta el exterior.

se utilizan equipos convencionales, como son las palasde ruedas y los volquetes. Pero es frecuente que losmateriales se presenten en contacto con el subalveo ocon los acuíferos infrayacentes, empleándose entonces 3.8. Sistemas de explotaciónotros equipos mineros como son las dragas , las dragali-nas o las raspas, dando lugar a la posterior formación Después de haber definido el método aplicable, esde lagunas. necesario establecer el sistema de explotación. Este

está constituido por los diferentes equipos de arranque,carga y transporte, Fig. 9, y según la continuidad delciclo básico se diferencian los siguientes sistemas:

3.7. Métodos especiales y mixtos

Dentro del grupo de los métodos especiales se consideran, 1. Sistema totalmente discontinuoa efectos de este manual, los que consisten en la disolu-ción o lixiviación de los minerales y se llevan a cabo con La operación de arranque, con o sin voladura, se llevaexcavaciones previas que se realizan a cielo abierto. a cabo con equipos discontinuos y el transporte se

MASTIL

CUCHARA TRANSPORTADORA

CUCHARA

Figura 8.- Gravera en la margen de un río.

29

tsa

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s^ Yca$ .s

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I.: raWy>yar�y

Foto 3.- Gravera explotada con dragalinas.

efectúa con volquetes mineros. Es, actualmente, el.,r\ sistema más implantado debido a su gran flexibilidad y

SISTEMA DE TRANSPORTE DISCONTINUO versatilidad.

2. Sistema mixto con trituradora estacionaria dentrode la explotación

Una parte de la operación se realiza con mediossemejantes al sistema anterior, hasta una trituradorainstalada dentro de la explotación, con la que se con-

SISTEMA MIXTO CON TRITURACORA ESTACIOfJARIA sigue una granulometría adecuada para efectuar desdeese punto el transpo rte continuo por cintas.

3. Sistema mixto con trituradora semimóvil dentrode la explotación

SISTEMA MIXTO CON TRITURADORA SCMIMOVIL

Conceptualmente es igual al sistema anterior, pero conmayor flexibilidad, ya que la trituradora puede cambiarsede emplazamiento cada cierto tiempo, invirtiendo enestos traslados varios días o semanas.

SISTEMA CONTINUO CON TRITURADORA MOVIL Y ARRANCUE DISCONTINUO 4. Sistema continuo con trituradora móvil y arran-que discontinuo

En este sistema se prescinde del transporte con volque-tes, ya que la trituradora móvil acompaña constantementepor el tajo al equipo de arranque y carga discontinuo.

SISTEMA DE TRANSPORTE MIXTO Y ARRANQUE CONTINUO

5. Sistema de transporte mixto y arranque continuo

Esta es una variante de la alternativa 3, donde se haSISTEMA DE ARRANOVE Y TRANSPORTE CONTINUOS sustituido el arranque discontinuo por una rotopala o

equipo similar. Es un sistema poco utilizado, aunqueFigura 9.- Clasificación de los sistemas mineros. algunas minas lo aplican.

30

6. Sistema de arranque y transporte continuos El transporte es la fase que posee en la actualidad una

Es, por excelencia, el sistema que presenta un mayor mayor repercusión económica sobre el ciclo de ex-

porcentaje de electrificación, ya que todas las unidades, plotación, y que puede cifrarse entre el 40 y el 60% del

excepto las auxiliares, van accionadas por motores

costecoste total e incluso de la inversión en equipos prin-

eléctricos.cipales. Se basa en la extracción o desplazamiento delos diferentes materiales hasta las plantas de tratamien-

A su vez, en cada uno de esos sistemas la maquinaria to, en el caso de los minerales, o hasta los vertederos,

utilizada puede ser distinta, pues, por ejemplo, en el en el caso de los estériles.

arranque continuo es posible emplear rotopalas o Según que el transporte se lleve a cabo dentro de losminadores, y en el transporte continuo, bandas transpor- límites propios de la explotación e instalaciones minera-tadoras convencionales, cintas de alta pendiente, lúrgicas, o fuera de ellas, se suele hablar de transportemineroductos, etc. interno o externo. En este último grupo se incluyen

sistemas tales como el realizado por barcos, por fe-rrocarril, etc, que no son objeto de estudio en estemanual.

La operación de ve rtido, normalmente, la realizan las4. Operaciones básicas y clasifica - propias máquinas que efectúan el transpo rte, ayudadasción de equipos por equipos auxiliares.

El ciclo de explotación minera se puede definir como De acuerdo con una serie de consideraciones específi-una sucesión de fases u operaciones básicas aplica- cas que se analizarán más adelante las combinacionesdas, tanto al material estéril como al mineral. Según para cada grupo de máquinas, pueden ser las siguien-las condiciones del proyecto que se esté llevando a tes:cabo, existirán o no otras operaciones auxiliares o de

La fase de arranque efectuada unidadesapoyo cuya misión es hacer que se cumplan con la a) es pormayor eficiencia posible las operaciones básicas distintas de las que realizan la carga y el transporte.pertinentes. Un caso puede ser, por ejemplo, aquel en el que el

arranque lo hacen tractores de orugas, la cargapalas de ruedas y el transporte y vertido, volquetes.

Las fases que engloba el ciclo minero son, general- El ciclo básico estará, pues, constituido por lamente , las siguientes: agregación de las siguientes fases individualizadas.

Arranque ARRANQUE + CARGA ITRANSPORTE + VERTIDO- Carga- Transporte b) Que el mismo equipo realice el arranque y también- Vertido la carga, como sucede, por ejemplo, con las rotopa-

las, las excavadoras o minadores, que arrancan yy en el sector de la obra pública se complementan con cargan simultáneamente. En este caso el transporteotras, como son: lo realizan otras unidades independientes:

- Extendido- Compactado ARRANQUE + CARGA + TRANSPORTE + VERTIDO

- Refinoc) Que una misma máquina, debido a sus propias

características constructivas y funcionales, realice porEl arranque es, por necesidad, la primera de las opera- sí sola el arranque, la carga y el transporte. Estociones para el movimiento de los materiales, y consiste sucede con las mototraíllas y con las rotopalas deen fragmentar éstos a un tamaño adecuado para su brazo de descarga directo:posterior manipulación por los equipos de fases sub-siguientes . ARRANQUE + CARGA + TRANSPORTE

La fragmentación de la roca puede efectuarse fun-damentalmente por dos métodos bien definidos: indirec- La elección del conjunto de equipos necesarios para llevartos, es decir, por medio de la energía liberada por los a cabo un proyecto se suele realizar, normalmente,explosivos colocados en el interior de los macizos después de definir la fase u operación crítica, en funciónrocosos dentro de barrenos, y directos , por la acción de la cual se estructurará todo el proceso productivomecánica de una herramienta montada sobre un equipo. teniendo en cuenta una serie de consideraciones, como se

comentará más adelante en el epígrafe 6.La carga consiste en la recogida del material ya frag-mentado para depositarlo seguidamente, en la mayoría Las combinaciones que pueden hacerse entre equipos,de los casos, sobre otro equipo o instalación adyacente. destinados a una explotación concreta, son muy nume-

31

rosas, tal como queda ilustrado en la Fig. 10, pues Su correcta medida se puede llevar a cabo sobrepueden ser varias las máquinas que, con diferente probetas cilíndricas con unas dimensiones tales que ladiseño y forma de funcionamiento, realicen la misma relación longitud/diámetro sea superior a dos, deter-operación. minando la presión uniaxial a la que se produce la

rotura o colapso de la misma. El principal inconvenien-No obstante, la tendencia actual se dirige hacia los te estriba en la preparación mecánica o tallado de lassistemas continuos, como ya se ha indicado, ya que probetas, ya que es necesaria la utilización de unapermiten mayor abaratamiento de los costes de ex- sonda de laboratorio y una sierra para refrentar lasplotación. Es, pues, en los grupos de máquinas de bases del cilindro.operación continua y en los equipos complementariosdonde ha habido un mayor desarrollo e innovaciones en Una aproximación más grosera consiste en la utilizaciónlos últimos años. de un martillo o esclerómetro, pero, desde que a

comienzos de los años 70, en el Imperial College deLondres, se desarrolló un equipo hidráulico portátil paramedir la Resistencia de las Rocas bajo Carga Puntual"la", parámetro que está totalmente correlacionado conla Resistencia a la Compresión Simple, éste es el

5. Propiedades geomecánicas y procedimiento que más se emplea.

técnicas de caracterización de La principal ventaja de este ensayo, que se le atribuyemacizos rocosos a Franklin, reside en su simplicidad y en la posibilidad

de aplicarlo a pie de tajo, durante el reconocimiento deA continuación se exponen las principales técnicas y campo o en la ejecución de sondeos, sobre muestrasmétodos de caracterización de los macizos rocosos sin preparación previa y repitiéndolo un elevado númeroque más se utilizan en los estudios de arranque de de veces.rocas por excavación directa o con perforación yvoladuras. La mayor parte de los ensayos se realizarán sobre

testigos procedentes de sondeos o trozos irregulares deroca, pudiendo así establecerse tres metodologías:

- Ensayo diametral (sobre testigo).5.1. Ensayos geomecánicos clásicos y

datos estructurales-

Ensayo axial (sobre testigo).Ensayo de fragmentos irregulares.

La Resistencia a la Compresión Simple ha sido, y siguesiendo, una de las propiedades más representativas del Las recomendaciones básicas en cuanto a las dimen-comportamiento de las rocas frente al arranque. siones de las muestras a ensayar son:

SISTEMA DE E%PLOTACION

►RE►ARACIONCONTINUO DISCONTINUO }

DEL t

MACIZO ROCOSO Perlo.aaón yNinguna NingunaVolaoura

ARRANQUETractor

CARGA Rotopalas Mmadoas Mototgi Pa4s de 1 L Eauva• Orsgal,nas Drlgalinas Eacav.d. Palas deIlaf .YaOA dorar ruedas

Tri tu radora

móvil

ferrlimóvir

TRANSPORTE Cm., V aIq ocres val. ..

VERT100 Afiladores Mototradtas VoWuetes Oragallnat voUuem Palas A<rucdaf

O Operación realizada conjuntamente con la subtiguiente

Figura 10.- Combinaciones de equipos mineros.

32

- Ensayo diametral, . relación Longitud/Diámetro 1,Q7UD 2: M.

- En el ensayo axial, D/L = 1,1 ± 0,05, siendo "D" la Q� ,6distancia entre punzones, y W 1 :w..[...L... °�`

f z .«u. r r.u1«L«L u3 NOMTA OE

- En el ensayo de muestras irregulares "D" ha de ~K~ ��/• ,estar comprendido en el intervalo de 20 a 35 mm, i cuARC1TASmientras que la longitud del plano de sección "L", w0 •'joscilará entre 1 y 2 veces "D".

ARENISCJS RC4 24l

SO 100 1110 200 250 350•.•7►.=`f f RESISTENCIA A LA COMPRESION SIMPLE RC (MPO)

áw

C)r� Q W ao «o +coo+t"aoo rw..lua.ca

. `,x>�

� ¢M%K1

,975

1Wyo B

3-~ 11 9 ORACM IY FRANKLW. 1972W

� Ñ� RC, kI,A 2 W aANOREA .• M.. 1965y `' �

ú áa A

20 l0 40 $O 60DIÁMETRO DEL TESTIGO (mm)

Figura 11.- Correlación entre el Indice de Resistencia bajoFoto 4.- Prensa de ensayos de Resistencia bajo Carga Puntual . Carga Puntual y la Resistencia a Compresión

Simple.

El Indice de Resistencia bajo Carga Puntual, de los {ensayos diametral y axial sobre testigos, se calcula con Este método es bastante fiable para rocas con resisten

cias entre 30 y 100 MPa.la expresión:

P Dentro del campo de selección de equipos mineros,1, (MPa) Atkinson (1977) propuso unas zonas de aplicación a cada

D2 tipo de máquina en función exclusivamente de la Resisten-cia a la Compresión Simple de las rocas, Fig. 12.

donde:Este método adolece básicamente de no tener en

P = Carga de rotura (kN). cuenta las discontinuidades presentes en los macizosrocosos, aspecto que sí habían valorado anteriormente

D = Distancia entre los punzones de carga (mm). Franklin y sus colaboradores en 1971, y que tiene unagran influencia en la excavación con equipos mecáni-

Si el diámetro de los testigos es distinto a 50 mm, el cos, ya que en las rocas duras más que un corte devalor "l,' debe corregirse con un ábaco como el de la éstas lo que se realiza es un arranque aprovechandoFig. 11. La Resistencia a Compresión Simple o Uniaxial, los planos de debilidad estructural o diaclasas abiertas.de acuerdo con los estudios de numerosos inves-tigadores, es aproximadamente: Estos últimos autores, propusieron clasificar los macizos

rocosos mediante el empleo de dos parámetros: elRC (MPa) = 24 I, (50). Indice de Resistencia bajo Carga Puntual "l," y el Indice

de Espaciamiento entre Fracturas "l,», obtenido de losSi los ensayos se realizan sobre muestras irregulares, la testigos de sondeos. Este último, es un valor medio yResistencia a la Compresión Simple se estima a partir de: puede oscilar desde milímetros hasta metros, por lo que

su medida, sin llegar a ser precisa, requiere que vayaRC (MPa) = 12,5. T*,, (MPa), acompañada de un histograma o intervalo de variación.

donde: En la Fig. 13 se representa gráficamente la clasificaciónp denominada de Resistencia-Tamaño, propuesta para el

T•D = 211,5 estudio de los métodos de excavación, y la relación deA°75 e "l,« con otros ensayos y parámetros geomecánicos.

siendo: Como puede observarse, se consideran cuatro zonas,A (mm) = D x L. de acuerdo con los valores de los parámetros medidos,

33

•

80 a

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a W W ZWZ Z W r

W ? O °a a

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5. Qrz o:J J a

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RESISTENCIA A á á F á á cai a VCOOIGO DESCRIPCION LA COMPRESION $ o ó ó

áa á

a JMN/m° (MP6) i i ó ó á w óI,r

R7 ROCA EXTREMADAMENTE RESISTENTE 200 >

P6 ROCA MUY RESISTENTE 100-200

i R5 ROCA RESISTENTE 50-100

R4 ROCA MODERADAMENTE RESISTENTE 12,5-50

z R3 ROCA MODERADAMENTE DEBIL 5-12,5

z R2 ROCA DEBIL 1,25-5

RI ROCA MUY DEBIL 0,6-1,25

C4(64) DURO (DEBILMENTE CEMENTADO) 0,15-0,6

aG C3(G3) FIRME (COMPACTO) 0,08-0,15

W W,„y C2(G2) BLANDO (SUELTO) 0,04-0,08uz

CI(GI) MUY BLANOO(MUY SUELTO) 0,04

R - ROCA APLICACION POSIBLEC - SUELO COHESIVO 0 MARGINALG _ SUELO GRANULAR

• se Mariro wlod.,o pero IMrMO/H I«hnm«M lo aoee ~10~

Figura 12.- Campos de aplicaclon de la maquinarla en función de la Resistencia a la Compresión (Atkinson. 1977)

6

EH

2rn VOLADURA¢ VH2ÚQ

0,6ao

á H VOLADURA DE ESPONJAMIENTO

W

0,2(PREVOLADURA) EH EXTREMADAMENTE GRANDE0076 F

M VH MUY GRANDE

z4 1-0,06 H GRANDE

2L M MEDIO

ESCARIFICADO L PEQUEÑOa 0,02

WEXCAVACION VI- MUY PEQUEÑO

VIL

0,006 -1 T-

EL EXTREMADAMENTE PEQUEÑO

1 VL L M H VH EH0,03 0,1 0,3 1 3 10 30

INDICE DE RESISTENCIA A CARGAS PUNTUALESI5(MN/rr2)

to sooRESISTENCIA A LA COMPRESION (MPo)

o a w ro 13 ¡S ZoNUMERO SCHMIDT

Figura 13.- Clasificación de los macizos rocosos para su excavación (Franklin el al. 1971).

34

pero no se especifican cuáles son las máquinas de La meteorización se considera para tener en cuenta elarranque , salvo en el escarificado que se presupone que efecto reductor de la resistencia de las discontinuidades,son tractores de orugas, y las capacidades de los o incluso de la matriz rocosa . El espaciamiento mediomismos . La zona de excavación directa corresponde a entre juntas se debe obtener según dos direccionesterrenos con una resistencia de la roca pequeña y un o rtogonales . Este parámetro, junto con el espaciamientonúmero de discontinuidades elevado , o por el contrario entre estratos , define el tamaño medio de los bloques,a rocas muy resistentes pero intensamente fracturadas . que es el factor que más influye en la excavación. W,Actualmente , es algo dudosa la aplicación de este S y B pueden obtenerse en la etapa inicial de diseño degráfico , cuando el espaciamiento entre fracturas es la mina por testificación de sondeos y ensayos geome-inferior a 0 ,2 m, pues las excavadoras hidráulicas de las cánicos , o determinarse indirectamente por sistemasúltimas generaciones pueden ampliar la zona que sísmicos de campo y laboratorio.corresponde al arranque directo , así como los tractoresde más de 500 kW de potencia desplazar o solaparse La clasificación de excavabilidad de los macizos rocososcon la zona de utilización de perforación y voladura. engloba siete clases o grupos de conducta frente al

arranque, definidos en función de la suma total deComo las escalas en ambos ejes son logarítmicas , un puntos que arroja la valoración del Indice de Excava-error de medida entre el 10 y el 20% es prácticamente bilidad, Tabla II.insignificante , por lo que los registros no precisan sermuy exactos.

Scoble y Muftuoglu ( 1984 ), en uno de los trabajos más 5.2. Ensayos geomecánicos específicosrigurosos y completos en este tema , definen un Indicede Excavabilidad para yacimientos de carbón combinan-do cuatro parámetros geomecánicos : resistencia a la Uno de los ensayos geomecánicos que se utiliza paracompresión simple, extensión de la meteorización , evaluar la excavabilidad de las rocas mediante rotopalasespaciamiento de juntas y planos de estratificación . es el desarrollado por Orenstein & Koppel , que permite

conocer las Resistencias Específicas al Corte "K, " y "K„"En la Tabla 1, se indica el sistema de ponderación referidas , respectivamente , a 1 cm de longitud de corteadoptado para cada una de las propiedades medidas en creado por un cincel y a 1 cm' del área del plano delos macizos rocosos . rotura abierto sobre la muestra de roca . Fig. 14.

TABLA 1

CLASEPARÁMETRO I II m Y

ALTERACION INTENSA ALTA MODERADA LIGERA NULA

VALORACION ( W) <0 5 15 20 25

RESIST.DE LAROCA(Mftil(U.C.S.) <20 20-60 4 0-60 60 -1 00 > 1 00COMPRESION SIMPLE(MPG1

1 S(50) <05 05-t5 5-20 2-35 >35

VALORACION ( 5) 0 l0 1 5 20 25

SEPARACION ENTREDIACLASAS (m) <0 .3 0 s -C 6 06-1.5 15-2 >2

VALORACION (J) 5 30 45 50

POTENCIA DE <01 0 1 -0 . 3 0.3-06 0 . 6- 1 .5 >15ESTRATOS (m)

VALORACION ( 8) 0 5 1 0 20 :S0

35

TABLA 11Clasificación de macizos rocosos según su excavabilidad

FACILIDAD INDICE EQUIPO MODELOS DE EQUIPOSCLASE DEEXCAVACION lw+S+,I+B) DE EMPLEADOS

EXCAVACION

A. TRACTOR

Cat. 08

MUY FACIL < 40 S. ORAGALINA>5 m3

OLima 2400

O

i N C. EXCAVADORA DE CABLES >3 m3ec Q Q

Z tr Ruston Bucyrus 71 RBw� J Q

Q < A . TRACTOR

ó cc ÚCat 09

0 Xw

FACIL 40-50 Q B. DRAGALINA>8 m3

I- Marion 195

C. EXCAVADORA DE CABLES>5 m3

Ruston Bucyrus 150 RB

A. TRACTOR -EXCAVADORA-PALA CARGADORA

f' MODERADAMENTE Cat. D950-60DIFICIL

Q Q S. EXCAVADORA HIDRAUL.ICA )3 m3

Ó Cat. 2450

Q Q(D > A. TRACTOR -EXCAVADORA -PALA CARGADORA

Cat. DIO

1 v DIFICIL 60-70 w 8. EXCAVADORA HIDRAULICA> 3 m3

C24560&KRH40

EXCAVADORA HIDRAULICA>3 m3

V MUY DIFICIL 70-95 C245

jO&KRH40

U)

Demag H 1110 EXCAVADORAS

VEXTREMADAMENTE Poclain 1000CK HIDRAULICAS

1 DIFICIL 95-100 >

Ú

P&H1200 >7m3

X RH 75w

MARGINAL DemagH 165 EXCAVADORAS

V 1 SIN VOLADURA > 100H 241 HIDRAULICAS

O&KRH300 >10m3

FUENTE : SCOBLE Y MUFTUOGLU (1984 )

36

1. DIMENSIONES EN CINCEL Resistencias al Corte. Consta de un banco de pruebasdonde se coloca la muestra de roca representativasobre la que se apoya el útil de corte, al que se sometea un movimiento con un empuje y velocidad variable,que oscila entre 5 y 50 m/min.

5cm.

-� �►- 0,5cm.

2. METODO DE ENSAYOa. Axial b. Diametral

PLANO DEROTURA

T r / -J Figura 15.- Esquema del equipo de ensayos (O & K).0 A r D

Algunos valores característicos de los diferentes tipos dep� D roca se recogen en la Tabla III.

Figura 14.- Ensayo de corte.

5.3. Técnicas geofísicasLa ejecución práctica de este ensayo resulta muysencilla, ya que se puede llevar a cabo con una prensa Las técnicas geofísicas ofrecen grandes posibilidades ahidráulica de accionamiento manual, semejante a la que la evaluación de los parámetros geomecánicos quese utiliza en el ensayo Franklin, sobre probetas de sirven de base al diseño de las explotaciones y a laforma cilíndrica, paralelepipédica o cúbica. selección de los equipos mineros.

Otro fabricante alemán de rotopalas, Mannesman Tanto las técnicas de superficie como las de barrenosDemag, emplea un método diferente para determinar las permiten conocer las dimensiones y calidades de las

TABLA III

Clasificación de suelos y rocas según la resistencia específicaa la excavación y resistencia a la compresión

(Mannesman Demag Lauhammer)

DESCRIPCION DE SUELO/ROCA RESISTENCIA ESPECIFICA RESISTENCIA ACLASE _A LA EXCAVACION COMPRESION

GENERAL EJEMPLOS KL(N/cm) KA(N/cm2 ) ( N/cm2)0 Material granular Carbones , minerales blandos. etc

t Blando, suelo suelto y arenoso Arenas 100- 500 4- 13 300II Suelo relativamente denso Arenas arcillosas blandas. Grava

media a fina ; Arcillas blandaso húmedas 200- 650 12-25 300- 800

lu Suelo denso Arenas arc il losas duras . Arcillas.Lignitos blandos , Grava dura 250-800 20- 38 800-1,000

IV Suelo muy denso Arcilla dura, Pizarra arcillosa.Carbón duro 400-1.200 30-50 1.000-1,500

V Roca semisolyda de bala Pizarra arcillosa ; Arcilla muy dura.resistencia . Roca con bastantes Fosfonta blanda : Caliza muygrietas blanda . Carbones 500-1,500 50-70 6.000

8,000vi Roca $emisólida relativamente Caliza blanda: Mármol : Yesos. 900-1.950 70-200 2.000-3.000

dura Roca con grietas Arenisca ; Foslonta dura . Pizarra. 3,000Carbón muy duro, Mineral muy 8.000fracturado

VII Roca semisóbda dura . Suelos Caliza dura a extremadamente 1.400-2.600 180-500 3.000-6,000helados duros : Rocas con algunas dura : Mármol: Yeso; Arenisca dura.grietas Mineral pesado con algunas grieta

VIII Rocas con pocas grietas Mineral pesado con pocas grietas 8,000

IX Roca Prácticamente monolilica Mineral pesado y masivo 8.000

37

FUENTE SISMICA CAPTADORES

_ , , , nl= I l -� lE1lEI ( l ,� , r - r i�lF-i eTIERRAVEGETAL

ROCAS METEORIZADAS

Figura 16.- Método de sism ica de retracción.

mineralizaciones que albergan los depósitos , las carac- distancia dada, denominada " Distancia Crítica- X,", lasterísticas de los macizos rocosos, las estructuras ondas refractadas alcanzan los geófonos antes que lasgeológicas de los yacimientos , etc. ondas directas.

La representación gráfica de los tiempos de llegada(ordenadas ) a los diferentes puntos de registro (absci-

5.3.1. Sísmica de refracción sas), que se conoce como dromocrona u hodógrafa,permite en los macizos constituidos por varias capas o

La medida de las velocidades de propagación de las niveles definir , a pa rtir de la magnitud de la distanciaondas longitudinales por el método de sísmica de crítica y velocidades características de cada capa querefracción viene aplicándose al estudio del arranque se obtiene como el inverso de la pendiente de cadamecánico de rocas desde finales de los años 50 . Las tramo rectilíneo , los espesores o potencias de dichasvelocidades de las ondas sísmicas reflejan el grado de capas . Así pues, en un macizo rocoso con un nivelcompacidad y estado de alteración de las diferentes superficial de recubrimiento de velocidad sísmica "V,"formaciones rocosas y permiten determinar la propieda- que gravita sobre un substrato rocoso de velocidad "V2",des elásticas de las rocas y la estructura geológica de la potencia de dicha cobe rtera vendrá dada por:los macizos.

Xc, /V2 - V 1Esta técnica de análisis consta de una fuente de H, =energía química , si se emplean explosivos , o mecánica , 2 V2 + V,

si se generan impactos , situada en un punto de lasupe rficie del terreno , Fig. 16. Sobre dicha superficie se o bien,coloca una alineación de geófonos capaces de detectar t, . V, . V2los movimientos producidos por las ondas sísmicas. H, = 2Normalmente estos captadores se disponen según la V22 - V12componente vertical.

siendo "t" el valor interceptado en el eje de tiempos alLa energía liberada de un modo brusco por la fuente prolongar el tramo rectilíneo representativo de la capasísmica se propaga en forma de ondas longitudinales y más profunda.transversales en diferentes direcciones radiales desdedicho punto . Las ondas de mayor velocidad son laslongitudinales , que pueden llegar a los geófonos de dosmaneras : primero , directamente desde la fuente sísmica 40 xoey a través de la capa superficial del terreno con veloci- W V, 1800 M4dad "V ," y segundo , como rayos refractados, pues las 30 x C ,ondas se propagan en todas las direcciones y algunasde ellas se refractan y penetran en la segunda capa 20.

V=-900M/.

transmitiéndose a una velocidad mayor "V2" . Cada punto ,de la supe rficie de separación se comporta como una ¡0_ 300nueva fuente sísmica dando lugar a unos rayos emer-gentes cuyos ángulos con la ve rtical son iguales a losde los rayos incidentes , de acuerdo con la Ley de Snell. 3 6 9 12 " se Z' 24 2' ao

(m)Como una parte del recorrido de esos rayos lo efectúan

DISTANCIA

por la Capa 2 a una mayor velocidad , a pa rtir de una Figura 17.- Dromocrona de un perfil sísmico.

38

Cuando existen tres capas "geosísmicas ", la supe rficie en la exploración e investigación de yacimientos. Desdede contacto entre las dos más profundas se determina el punto de vista de caracterización de los macizoscon una expresión algo más compleja que la anterior . rocosos no está aún muy extendido su uso, pero por las

posibilidades que ofrece para determinar la posición dePara llevar a cabo un pe rf il sísmico se necesita una los estratos de diferente resistencia , los cambios deunidad de registro o sismógrafo y un cie rto número de litología , los espaciamientos entre discontinuidades, etc.,captadores , normalmente, superior a 10, conectados al en un futuro muy próximo es de prever su implantaciónequipo a través de un cable principal y dispuestos de forma definitiva ,según una línea recta . El número de personas necesa-(as para su manejo es de dos . En cuanto a la capaci - Las propiedades que interesa investigar de cara aldad de resolución en profundidad, depende de muchos arranque , recogiéndolas en forma de diagrafías, son:factores pero , normalmente . oscila entre 1/3 y 1/4 de la rayos gamma, densidad , velocidad sónica, neutrones ylongitud del perf il. Esta es una de las limitaciones del calibre.sistema que obliga , en proyectos con profundidades deexcavación impo rtantes , a repetir numerosas veces los Seguidamente , se hace una breve descripción de estosestudios en diversas etapas o fases de los mismos . tipos de herramientas.

Para realizar las pruebas en el campo deben tomarselas siguientes precauciones : a) Rayos Gamma- Observar que el terreno está sensiblemente horizon- La testificación de la radiación Gamma se basa en la

tal o con una pendiente uniforme no excesiva . detección y registro de la radioactividad que emiten- Evitar toda clase de ruidos procedentes de la ma - cie rtos elementos constitutivos de los minerales y las

quinaria en el instante de efectuar las pruebas para rocas de la naturaleza . Estos elementos son el uranio,

eliminar perturbaciones de los registros . el torio, el potasio y sus descendientes . Los dos prime-ros se encuentran presentes en los yacimientos de

- Suspender los ensayos en momentos de lluvia o minerales radioactivos , mientras que el potasio es un

fue rtes vientos , ya que producen vibraciones anor- constituyente de las arcillas y las pizarras, lo que

males en los geófonos . permite distinguirlas del resto de las rocas , o determinarel contenido arcilloso de las mismas.

�.. �. b) Densidad

Esta herramienta mide las radiaciones que proceden deuna fuente radioactiva artificial (Gamma) y que después

t.::•. de atravesar las formaciones rocosas que se testificanson detectadas por la sonda.

n�y' .. ,.- '• Los fotones emitidos por la fuente se dispersan al„f chocar con los electrones de la formación por el efecto

í:it 1 . Compton , cediendo parte de su energía y provocando laemisión de fotones difusos especialmente sensibles a la;�;• áj , densidad de la roca.

._ ,� <• .; " _ Estas diagrafías son las que más se utilizan en lainvestigación de carbón, debido a la diferencia de

Foto 5.- Equipo de sísmica de refracción con 12 canales . densidades entre el mineral (1,2 a 1 , 7 t/m3) y losestériles (2,2 a 2,8 t/m3).

- No realizar prospecciones en terrenos saturados deagua , pues las medidas de velocidad son poco Dependiendo del espaciamiento entre la fuente radioac-fiables al presentar éstas una velocidad de trans - tiva, localizada en una generatriz de la sonda, y losmisión de 1.500 m/s. detectores , la definición de los límites de los estratos

puede ser más o menos precisa. Por ejemplo , con una- Llevar a cabo dos perfiles en direcciones distintas , separación de 150 ". mm la resolución es excelente y

preferiblemente perpendiculares, para evaluar las permite además localizar la presencia de huecos oanisotropías de los macizos rocosos . coqueras.

5.3.2. Técnicas geofísicas en el interior de c) Calibrebarrenos

Es una diagrafía que registra por medios mecánicos lasLas técnicas geofísicas de testificación en el interior de variaciones en el diámetro de los barrenos . Se utilizasondeos vienen utilizándose desde hace bastantes años para localizar zonas de huecos o de materiales blandos

39

que al desmoronarse producen un ensanchamiento de La resistencia de las rocas en terrenos carboníferoslos barrenos, lo cual es indicativo de rocas blandas, depende fuertemente del contenido en cuarzo (o inver-alteradas y/o fracturadas. samente del contenido en arcilla), la porosidad y el

grado de compactación.Como la variación de diámetro afecta negativamente ala respuesta de otras herramientas, esta diagrafía esesencial para corregir e interpretar los datos suministra - e) Velocidad sónicados por las ondas.

Esta sonda mide los tiempos que tarda una onda decompresión en recorrer una determinada distancia dentro

d) Neutrones de la formación adyacente a la pared del barreno.

Esta sonda, también llamada de hidrógeno, cuenta con Las velocidades de propagación de las ondas sísmicasuna fuente de neutrones y un captador de rayos gamma están relacionadas teóricamente con las constantessimilar al de la sonda de rayos gamma natural. Si losneutrones chocan con núcleos de hidrógeno, la inten-sidad de los rayos gamma detectada disminuye, pudien-do medirse así la porosidad de las formaciones.

á F yjq¡

Entre las aplicaciones de este método a la caracte-rización geomecánica de los macizos rocosos, destaca dla investigación de Elkington, Stouthamer y Brown(1983), en la que se concluye que existe una buena _ _ Emisor PI1-1) _____________ _ ___________correlación entre el Indice de Resistencia bajo CargaPuntual "IS" y la respuesta de la diagrafía de neutrones.

Pose d• medida

�Ceorodor 1 r11-1)

_; Emisa ►lil

COPIO~1 V21. 6,a� e,.o.eeo.,r Tr•To

1Y Y111111

1_Copl0401 Yen lo ..torio., P(i) _.___

'DICE DE RESISTENCIA BAUO CARGA PUNTUAL. Ie15O11M Pa1

Figura 18.- Correlación entre el indice 1,' y la respuesta de la Figura 19.- Esquema de una sonda microsismica de dosdiagrafía de neutrones (Elkington, 1983). captadores.

TABLA IV

VELOCIDAD SONICA (m/s) CARACTERISCTICAS DE LA EXCAVACION

< 1.500 Estratos excavables por mototraíllas, grandes dragalinas, excavadoraso rotopalas sin voladuras.

1.500 - 2.000 Ripado fácil. Excavación de estratos sin volar, algo difícil paradragalinas, excavadoras o rotopalas.

2.000 - 2.500 Ripado algo costoso. Voladuras ligeras (e.g. grandes esquemas, grandeslongitudes de retacado, bajos consumos específicos) pueden sernecesarias para las grandes dragalinas, excavadoras o rotopalas.

2.500 - 3.000 Se precisan voladuras ligeras.> 4.000 Se precisan voladuras fuentes (e.g. esquemas de perforación cerrados,

pequeñas longitudes de retacado, altos consumos específicos).

40

CARACTERISTICAS CONDICIONES PARÁMETROS DE

DEL YACIMIENTO ENTORNO LA EXPLOTACION

METODO MINERO

SISTEMA DE EXPLOTACION

F SELECCION DE EQUIPOS

Figura 20.- Datos básicos de partida para la selección de equipos mineros.

elásticas de las rocas, pudiendo estimarse éstas por El primer grupo es el constituido por las condicionesprocedimientos cualitativos. de entorno en las cuales se van a desarrollar las

operaciones:La microsísmica se está aplicando con éxito desde hace - Altitudaños y de forma sistemática en el reconocimiento de lastrazas de las autopistas. Las principales posibilidades - Temperaturaque ofrece son: - Precipitaciones

tt- Estudiar la fracturación de la roca in-situ. - Vientos- Precisar la litología de los diferentes niveles. - Tipo de terreno- Determinar la densidad aparente de la roca. - Accesibilidad- Hacer previsiones de las granulometrías obtenidas - Infraestructura eléctrica

después del arranque.Disponibilidad de mano de obra

En el campo concreto del arranque con medios mecáni- - Talleres o bases de los distribuidores d= maquinariacos existen pocos datos publicados que relacionen losrangos de velocidades sónicas con las características de - Proximidad a áreas habitadasla excavación. Según Hagan y Gibson (1983), una - Limitaciones ambientales, etc.primera aproximación sería la indicada en la Tabla IV,si bien señalan que cada caso particular debe requerir El segundo grupo se refiere a las características delun estudio específico en el que se contemplen las depósito mineral:condiciones del entorno y los tipos y características delas máquinas disponibles. - Estériles interiores a la mineralización y de recubri-

miento

• Potencias

• Naturaleza y grado de consolidación

6. Selección de equipos Propiedades geomecánicas• Estabilidad de los taludes

6.1. Criterios básicos que intervienen en la• Ángulo de reposo de los estériles sueltos

selección de los equipos - Mineralización• Tipo y forma

En un proyecto de nuevo desarrollo, una vez localizado Espesoresel yacimiento de mineral que se desea explotar yrealizados los primeros estudios de viabilidad técnico- • Inclinacióneconómica, en los que ya se habrá contemplado la . Propiedades geomecánicasmaquinaria a emplear, la etapa de selección de equiposparte de tres grupos de datos básicos. Fig. 20. • Alterabilidad

41

Hidrología e hidrogeología - Criterios de RendimientoOtras propiedades de los materiales - Criterios de Diseño• Densidades - Criterios de Servicio• Factores de esponjamiento - Criterios Económicos• Abrasividad

• Pegajosidad, etc. Los primeros pueden incluir conceptos , según lasmáquinas , como los siguientes:

Los parámetros de la explotación son los que definen - Capacidad de producciónla geometría de la misma y la organización que seaplicará para llevar a cabo los trabajos: - Fuerzas de excavación o arranque

- Límites de propiedad - Esfuerzo de tracción

- Dimensiones de la excavación - Tiempos de ciclo

- Alturas de banco, anchuras de pistas, bermas, etc. - Alturas de excavación

- Organización del trabajo - Altura de descarga o vertido

- Ritmos de producción - Alcance

- Selectividad minera - Presión sobre el terreno

- Vida del proyecto - Radio de giro

- Disponibilidad de capital - Velocidad de desplazamiento- Programa de restauración de terrenos. - Capacidad para remontar pendientes, etc.

El segundo grupo se refiere a los parámetros de diseño:La forma y la magnitud con que influye cada grupo en _ Potencia totalla elección del diseño, el tipo y tamaño de las máquinases distinta, pero los tres se encuentran interrelacionados. - Vida en servicio

Peso

Dimensiones

Robustez6.2. Criterios específicos a considerar en la - Estabilidad

selección de equipos - Altura sobre el suelo

Una vez llevadas a cabo las labores de reconocimiento - Configuración básica (geometría, complejidad,de los materiales a manipular y establecido el contexto construcción modular)general del proyecto , se pasa a la etapa de deter - - Componentes (intercambiabilidad de conjuntos, vidaminación de los equipos aplicables y selección de la de componentes principales, etc)mejor alternativa.

Facilidad de mantenimiento.Normalmente , uno de los métodos de selección que se - Facilidad de reparacionesemplea es el de Análisis de Decisiones por ObjetivosPonderados , que consiste en fijar unos objetivos o - Limitaciones por altitud y temperaturacriterios específicos a los que se les asigna un peso - Niveles de ruidorelativo en función de su impo rtancia, tanto si estos soncuantificables como si son subjetivos . Para cada una de - Generación de polvolas alternativas o máquinas consideradas se estiman - Esfuerzo requerido por el operadorunas calificaciones parciales o probabilidades de obten-ción de cada objetivo, calculándose a continuación la - Seguridad y visibilidad del operadorutilidad relativa o puntuación total para cada equipo. - Potencia absorbida y características del sistema de

En este sencillo método, se introduce cierta subjetividadtransmisión, mecánico, eléctrico o hidráulico

al fijar una sola persona los pesos relativos de cada - Fuente de energía primariacriterio , que puede eliminarse en gran parte si se realiza - Sistemas de diagnóstico y controldicha tarea por un grupo de técnicos y se dispone dedatos históricos con los que validar el modelo . - Protecciones de elementos

Los criterios específicos a los que se debe hacer - Equipo extintor de incendios

referencia se subdividen en: - Accesorios y equipos opcionales.

42

Los criterios de se rvicio deben tener en cuenta : - El apoyo y calidad del servicio de los fabricantes o

- La maquinaria auxiliar que se requieredistribuidores

Los repuestos necesarios en almacén - El tiempo de envío de repuestos principales

La frecuencia de servicio que se precisa Por último, los criterios económicos incluyen:- La posibilidad de realizar el mantenimiento en - Los costes de propiedad , amortizaciones, intereses,campo o en el taller seguros e impuestos- El adiestramiento o cualificación del personal de - Los costes de operación , mano de obra , energía,mantenimiento repuestos , reparaciones , lubricantes, etc.- La dotación de herramental del taller - El precio de adquisición y el valor residual- El porcentaje de mantenimiento exterior • Maquinaria básica- Las instalaciones auxiliares que se necesitan • Accesorios y complementos- La estandarización de componentes • Transpo rte y montaje.

43

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44

%JAPITULO 11

Excavadoras de cables

Introducción 2. Tipos de unidadesiesde que en 1837 se construyó en Estados Unidos la Con la misma concepción , hay dos tipos de excavadorasrimera excavadora de la que se tiene no ti cia , trabajan - de cables:o en la construcción de un ferrocarril , este tipo deiáquina se fue extendiendo y popularizando como el - Excavadoras para cargar sobre otro equipo (volque-quipo más idóneo para labores de excavación en tes, vagones, tolvas, etc)..ondiciones difíciles.

- Excavadoras de desmonte , que descargan directa-Esa primera máquina estaba accionada por vapor , mente en el vertedero situado en el hueco creadoitilizaba cadenas para realizar los movimientos de carga anteriormente.se trasladaba sobre railes , Fig. 1.

Por esa distinta función que realizan , la diferencia estáen su tamaño , alcance y capacidad de cazo , Fig. 2.

La primera excavadora de desmonte que se conoce,:.`.; también accionada por vapor y sobre railes, trabajaba

en 1877 en Pitsburg , Kansas . Desde entonces, estasmáquinas han evolucionado igual que las cargadoras,

• �r trabajando principalmente en los desmontes de lasgrandes minas de carbón , llegando a alcanzar los 135m3 de capacidad de cazo.

Los tres fabricantes clásicos , Bucyrus - Erie,Harnischfeger (P&H) y Marion (hoy Dresser),

p e construyen ambos tipos de máquinas , pero hoy endía las excavadoras de desmonte han cedido el pasoa las grandes dragalinas sobre zancas, que las

Figura 1.- Excavadora patentada por Otis en 1839 . superan en capacidad , rendimiento y, sobre todo, enalcance.

Desde entonces , aunque su configuración básica hayaPor ello , en este capítulo se van a tratar las excavacambiado relativamente poco, estos equipos han aumen- doras eléctricas para carga de roca en explotacionestado su capacidad , el accionamiento por vapor fue a cielo abie rto, labor que hasta 1925 no realizó

motoresprimero por motores diesel ninguna excavadora autopropulsada con giro completomotoores eléctricos , las cadenas see rr y luego

reemplazaronporpor de 360°, pues hasta entonces sólo giraba lateralmente

tos see hacecables el trentren

dedesus

rodajeorugas .

que permite los desplazamien la pluma que soportaba el equipo frontal de excava-ción.

Las innovaciones tecnológicas y de diseño , introducidas Estas máquinas son capaces de excavar desde losa lo largo del tiempo , han tenido como misión mejorarmateriales más blandos a los más resistentes.el cuádruple objetivo que se requiere de éstas máqui-

nas: productividad elevada , coste unitario bajo, facilidad Las excavadoras , en general, están definidas por lade mantenimiento y disponibilidad alta. capacidad nominal del cazo, aunque algunosautores se refieren al peso total de la máquina. En

En la Tabla 1 , se indica el ritmo de crecimiento de estos cualquier caso , hay una relación directa entreequipos , expresado éste por la capacidad media de los ambos parámetros , de acuerdo con la estabilidad decazos. la unidad.

TABLA 1Ritmo de crecimiento basado en la capacidad de la cuba

AÑO 1935 1945 1955 1965 1970 1975 1980 1991

Capacidad media (m') 1,5 2 , 0 3,5 4 ,5 9,0 11 , 5 22,0 43,0

Fuente : Marion Power Shovel y P&H.

45

a

o

EXCAVADORA DE CARGA EXCAVADORA DE DESMONTE

Figura 2.- Tipos de excavadoras de cables.

LEYENDA:

A Altura máxima de descarga.

A, Altura de descarga al máximo alcance (B,).

B Alcance a la máxima alt ura de descarga (A).

8, Alcance máximo.

D Altura máxima de excavación.E Radio máximo de excavación.G Radio al nivel del suelo.H Máxima excavación bajo el nivel del suelo.

1 Altura de las poleas de la pluma.

J Radio máximo de las poleas de la pluma.K Radio de giro exterior de la superestructura.L Altura libre de la superestructura sobre el suelo.

M Altura del techo de la cabina.

M, Altura de la estructura en A.

N Altura del pie de la pluma.

p Distancia entre el eje de rotación y el pie de lapluma.

S Anchura total.

T Altura libre bajo infraestructura.

u Altura del ojo del maquinista.

Foto 1.- Excavadora de desmonte . Figura 3.- Dimensiones de una excavadora.

46

En cuanto a la capacidad del cazo, ésta es función de 2a densidad del material suelto y de la longitud de la3Iuma. Un incremento en cualquiera de éstos obliga a �1e.Ina reducción del tamaño del cazo para no sobrepasara capacidad de elevación o mantener el equilibrio de la ALTURA EXCAVACxxa

náquina. De acuerdo con ello los fabricantes pueden a IS

suministrar distintos cazos para una misma máquina. °• 'eFig.4.

• o e ALTURA DE DESCARGA

ée ° o

E30

N ° ee

3 q IS M 23 3D 33 bCAPACIDAD DEL CAZO (m•)

w A(G25 !lq Figura 5.- Alturas de excavación y descarga según la capacidad

0 A Sr de los cazos.

áq�F 4902� pF

Ú20

A � �J<GM4 �ioF

;Y � PE�a'`

Wy

��, y ea�toc

1,0 1,5 2p 2,5 i+o Po�t'p►�

DENSIDAD DEL MATERIAL SUELTO (t./m')

Figura 4.- Relación entre la capacidad del cazo y la densloaade la roca suelta

determinadauna excavadoralongitudes de pluma aPENEten ►�°N

�tiE

Existe un amplio rango de máquinas, con potenciasinstaladas desde 350 a 4.000 kW, para excavar concazos de 5 a 50 m3 de capacidad nominal, y pesos en Figura 6.- Movimientos elementales del equipo de trabajo de una

servicio que van desde las 300 a las 2.700 t.excavadora de cables.

- Permiten el arranque directo de materiales compactos,aunque en muchos casos es aconsejable para aumen-tar la producción y disminuir los costes de operaciónefectuar voladuras previas de los macizos rocosos.

3. Características generales y de di--- La fiabilidad es elevada, como consecuencia de un

diseño ampliamente probado, consiguiéndose unabuena disponibilidad y eficiencia.

Las características generales más sobresalientes de lasexcavadoras de cables son las siguientes: - Tienen capacidad para remontar pendientes reduci-- Las alturas de excavación están comprendidas entre das, no siendo aconsejable que operen sobre firmes

10 y 20 m, Fig. 5. inclinados debido a que pueden aparecer problemas

- Las alturas de vertido varían entre 6 y 12 m.en el sistema de giro de las máquinas.

- El sistema de traslación es sobre orugas y el accio- - La operación la realizan con buena estabilidad ynamiento eléctrico. suavidad.

- La excavación se consigue mediante la combinación - Proporcionan una presión específica sobre el terrenode dos movimientos: la elevación y el empuje, Fig. 6. comprendida entre 0,2 y 0,35 MPa, según el tipo de

zapata de las orugas, por lo que precisan, en- Proporcionan una producción elevada con un coste general, un suelo competente y preparado.

de operación bajo.- Por la forma de efectuar el arranque, Fig. 8, propor-

- Son máquinas pesadas y robustas, Fig. 7, adecua- cionan una buena mezcla en dirección verticaldas para excavar cualquier tipo de material. durante la carga.

47

$500 °

Z51250-

w0.01000-Zw oo o

W 750

° o0

500 ° o

° Q o

250 0 ° ° d

5 lO 15 20 25 30 35 40CAPACIDAD DEL CAZO (m3)

Figura 7.- Relacion entre pesos en servicio y capacidad de las excavadoras.

- La vida de estos equipos es grande, estimándosepor encima de las 60.000 horas en operación.

- La mayor potencia instalada es empleada en laelevación del cazo, Fig. 9.

Los principales inconvenientes de las excavadoras son:

'•, - La capacidad de excavación es reducida por debajodel nivel de orugas.

Requieren un equipo auxiliar en el tajo para man-tener una producción elevada junto con la flota devolquetes. Estos equipos están constituidos portractores de ruedas o de orugas.

Figura 8.- Carga del material en un frente.

- El personal de operación requiere una buena- No son máquinas adecuadas para efectuar arranque cualificación.

y/o carga selectivas.- El mantenimiento de la máquina debe hacerse en el

- En los desplazamientos disponen de una velocidad tajo, lo que implica mayores dificultades.muy baja, inferior de 1,5 km/h, y dependen de un cablede alimentación, por lo que tienen una movilidad limita- - Las inversiones elevadas en este tipo de máquinasda, debiendo trabajar en tajos fijos, lo que obliga a una hacen que sólo se consideren en proyectos de unacuidadosa planificación de la operación. gran duración, por lo que son los equipos idóneos

para las minas a cielo abierto de gran tamaño.- Existe la posibilidad de elegir la longitud de la

pluma, lo que posibilita alcanzar una determinada A continuación, se describen los distintos mecanismosgeometría de excavación. que componen una excavadora eléctrica de cables.

Todos ellos han sufrido innovaciones a lo largo del- Pueden trabajar en tajos de reducidas dimensiones. tiempo, pero las más importantes han tenido lugar en el

sistema eléctrico, gracias al desarrollo tecnológico y de- Obtienen un buen rendimiento incluso con malas precio de los componentes electrónicos en los últimos

condiciones del piso, ya que funcionan sin despla- años.zarse sobre él.

Previamente, se identifican las partes y componentesEl operador dispone de una buena visibilidad principales de estas máquinas, así como una descripcióndurante la operación y en condiciones de seguridad. general de su situación y funcionamiento.

48

2600

= 22004 I

W I ELEVACION

a1400 •

1000 • • a GIRO

ta

• TRASLAC.600 • •

ai

a a EMPUJEa o �200

Le�20 0 0 0 A 0

05 lo Is 20 25 30 35 40

CAPACIDAD DEL CAZO (m')

Figura 9.- Potencia de los diferentes accionamientos según la capacidad del cazo.

La descripción de componentes que se realiza a con - Sobre ella está instalada la superestructura giratoria,tinuación , se inicia con el sistema eléctrico , como consistente en una plataforma capaz de girar 360° aprincipal fuente de energía de las modernas exca- ambos lados, Fig. 11. Está cubierta por un habitáculovadoras . Seguidamente se describen los distintos cerrado y presurizado , para impedir la entrada de polvomontajes que hacen los fabricantes en la superestruc- en los sistemas de accionamiento y control , tanto de latura giratoria y en la infraestructura , para ver las diferen- función de carga como de la de giro, montados sobrecias entre los sistemas de traslación y excavación . ella. En la parte delantera del habitáculo están situados

el equipo frontal de excavación y la cabina del operador,y en la trasera el contrapeso.

Ambas estructuras , la superior y la inferior , están unidas3.1. Descripción general mediante un robusto pivote central que es el eje de giro

de la primera sobre la segunda.En los últimos años los sistemas de accionamiento ycontrol han sufrido según los fabricantes impo rtantes La operación de excavación o carga de la cuba sedesarrollos , cuya evolución y diferencias se ven en los realiza mediante dos funciones combinadas, elevación yepígrafes siguientes ; pero el tamaño de estas máquinas , empuje/retroceso , Fig. 11, que ejecutan dos mecanismossu configuración y diseño generales son similares en distintos . El primero siempre mediante los cables detodas . elevación , enrollados en su correspondiente tambor, y el

segundo, según los fabricantes , por medio de unUna configuración típica se presenta en la Fig . 1o, mecanismo de piñón y cremallera instalado en la plumadonde se identifican los nombres de los principales o también mediante cables y tambor montados en lacomponentes , con la nomenclatura más común a todos superestructura . Todos los motores de accionamientolos fabricantes . son eléctricos.

Los mecanismos o componentes se distribuyen en la La descarga del cazo se realiza por el fondo del mismo,máquina en tres secciones principales interrelacionadas una vez que la superestructura haya girado hastaentre sí : superestructura , infraestructura y equipo frontal situarlo sobre la unidad de transporte que se emplee.de excavación . Un motor eléctrico situado en la pluma acciona , median-

te un cable, el cerrojo de la compuerta.De acuerdo con esa terminología , las excavadorastienen una infraestructura montada sobre dos carros deorugas que les permiten posicionarse adecuadamente en 3.2 . Sistema eléctricolos tajos y trasladarse a otros a baja velocidad, Fig. 11.En este conjunto va instalado el mecanismo de tras- 3.2.1. Alimentaciónlación y dirección , aunque el motor correspondiente enalgunos equipos vaya montado en la plataforma supe - La alimentación a las excavadoras se realiza en altarior. La acometida general de electricidad a la máquina tensión desde la red trifásica de dist ribución de lase realiza por la infraestructura . explotación.

49

AIRE ACONDICIONADOCABLES DE (OPCIONAL) CABINA OPERADOR

POLEASSUSPENSION

tCABLES DEELEVACION ESTRUCTURA

EN "A „

RECINTOCUBA PRESURIZADO

FILTROS DE AIRE

COMPRESOR TRANSFORMADOCONVERTIDORES DE

BRAZO \ /ENERGIA PARAMOTORES DE LOS MOTORESEMPUJE PLUMA

MOTORES DE GIRO

MOTOR DE ELEVACIONSUPER-ESTRUCTURA

ARMARIOS DE CON-TROL AUXILIAR YALTO VOLTAJE

CIRCULO DE RODILLOSALOJAMIENTO DEL PIVOTE CENTRAL CONTRAPESO

CORONA DE GIRO

ORUGASINFRAESTRUCTURA

MOTOR DE TRASLACION

BASTIDOR DEORUGAS

Figura 10 .- Componentes principales de una excavadora de cables.

La tensión de dicha red ( 15 a 45 kV) es muyGIRO superior a la utilizada normalmente por las excava-

ELEVACION f doras (3,3 a 7 ,2 kV). Por ello, se necesita unatransformación intermedia que se realiza medianteuna subestación, normalmente móvil y situada en lapropia explotación . Desde ella se alimenta, a la

EMPUJE/ n tensión requerida y mediante un cable flexible, a laRETROCESO excavadora . La Fig . 12 muestra un ejemplo de la

alimentación descrita.

En algunas explotaciones la red de distribución circun-la co rta con seccionadores convenientementevala

TRASLACION situados, para facilitar maniobras o reparaciones en lalínea aérea sin necesidad de parar máquinas no afec-

Figura t l- Movimientos en una excavadora . tadas por dichos trabajos.

50

iY.

zivyw y,..•t

'.1r

Foto 2.- Vista superior de una excavadora de cables.

El cable flexible de alimentación , Fig. 13 , llega a lamáquina a la que suministra la electricidad por mediode un acoplamiento situado en la parte trasera (o

230 kv. bien en ambas ) de la infraestructura . En ésta, paraconducir la corriente a la superestructura giratoria,

SUBE$TACION donde se encuentran la mayoría de los mecanismosPRINCIPAL y todos los sistemas de mando y control, se hallan

unas robustas escobillas accionadas por muelles que46 kv. rozan en los correspondientes anillos colectores

A LA PLANTA situados en la parte inferior de la plataforma giratoria,W Fig. 14. Ambos montajes están convenientementew aislados y protegidos.4Z Para un manejo mejor del cable , algunas máquinas

m poseen tambores enrolladores motorizados. {SUBESTACION 6,6 kVEN LA MINA

Ó kWO

W 3.2.2. Accionamiento eléctrico

CABLES DE Cuando la electricidad se introdujo como fuente deALIMENTACION energía , por razones de rendimiento y coste, de los

movimientos que realiza una excavadora, su empleo seFigura 12.- Sistema típico de alimentación y distribución. hizo en corriente continua.

51

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_ _• `��A� . � . �.yes.

T � -�iis-:

Foto 3.- Detalle de acometida del cable de alimentaron de una excavadora de cables.

La utilización de motores de corriente continua, en vezde alterna, se hizo porque el par de salida por amperioconsumido es máximo y su doble alimentación suminis- ARMADURAtraba control y flexibilidad suficientemente buenos. Larelación entre par (intensidad) y velocidad (tensión) deestos motores los hacían ideales para esta aplicación.A baja velocidad el motor produce un par alto y cuandobaja el par resistente la velocidad puede aumentar hasta CONDUCTORESalcanzar su máximo. Por otra parte, se obtienen rápidasvariaciones de velocidad y respuesta casi inmediata a la - 'inversión de rotación. Durante cortos períodos de tiempo AISLAMIENTOse puede desarrollar el doble de su potencia nominal, elúnico límite es el calentamiento. CARCASA CONDUCTOR DE

PUESTA A TIERRA

Como primer sistema para convertir la corriente alternade la red de suministro en corriente continua se utilizó Figura 13.- Cable flexible de alimentación.el Ward Leonard. Este sistema dinámico se ha man-tenido durante unos 50 años, a lo largo de los cualesha tenido significativas mejoras. desde 1979, el desarrollo de los componentes.

electrónicos permite controlar eficazmente la frecuenciade la corriente alterna. Este es el sistema que se está

Posteriormente, y gracias a los nuevos componentes imponiendo, pues hace posible utilizar motores deelectrónicos, la transformación-rectificación se ha venido alterna, más baratos y fáciles de mantener y con mejorhaciendo de forma estática, reemplazando el grupo factor de potencia, en toda la máquina, sin perdermotor generador por un puente de tiristores. flexibilidad ni control e incluso mejorándolos.

52

Controlando las tensiones e intensidades producidas porel generador se consigue un eficaz control del par y de

O C z (D O la velocidad en el motor. Esto, que durante años hasido realizado mediante reostatos y potenciámetros, en

--® las últimas décadas se efectúa estáticamente utilizandotiristores, aumentando la eficiencia del mando y controlde un 10 a un 15%. La Fig. 16 muestra un esquemaeléctrico del sistema Ward Leonard y en la Fig. 20 susituación en sala de máquinas de la excavadora.

Este sistema posee un buen factor de potencia. Comoventaja adicional puede regenerar energía , Fig.17, enalgunas fases del ciclo de trabajo de la excavadora,tales como descensos del cazo y frenados; energía que

1 SUPERESTRUCTURA GIRATORIA se utiliza parcialmente en otros movimientos, devol-2 ANILLOS COLECTORES3 CONJUNTO DE ESCOBILLAS viéndose el exceso a la red. Esta regeneración puede4 CIRCULO DE RODILLOS suponer hasta un 15% de bonificación.5 INFRAESTRUCTURA6 ACOPLAMIENTO ELECTRICO

Figura 14,- Acometida de corriente.

B) Conversión estática de corriente alterna en con-La disponibilidad que actualmente existe en el mundo tincaminero para emplear máquinas que montan cualquiera Este sistema, mediante tiristores, convierte la corrientede estos sistemas, obliga a describirlos brevemente. alterna trifásica en continua para ser utilizada en los

motores de los principales movimientos.A) Sistema Ward Leonard

El componente principal de este sistema dinámico deconversión es un conjunto motor-generadores, que seubica en la parte trasera de la cabina o sala de máqui-nas de la excavadora, sobre el contrapeso. GENERADOR DE GIRO'

El motor principal es trifásico síncrono o de inducción MOTOR TRIFASICO-�

alimentado directamente por la corriente alterna de laexplotación mediante el cable de alimentación y desde GENERADOR DE ELEVACION�

el sistema de distribución interior a la máquina. Estemotor mueve un grupo de generadores de continua, uno GENERADOR DE EMPUJE-para cada función, Fig.15, que alimenta el inducido delos motores de cada movimiento (elevación, traslación, EXCITATRIZempuje y giro). En el mismo eje se monta una excitatrizpara la excitación de dichos motores, aunque puede irubicada en sitio distinto en cuyo caso la acciona otromotor independiente. Figura 15.- Conjunto de Ward Leonard.

LEYENDA

2 1 CABLE DE ALIMENTACION ( A.T.-- 3)

Oo 3 4 rj 2 ANILLOS COLECTORES

3 ARMARIO DE A.T.r______-r---- ---- 4 TRANSFORMADOR

^` ^ lo ^ 5 CIRCUITOS AUXILIARES ( compresor,8 7 6 10 9 ventiladores, etc.) EN B.T.

6 MOTOR PRINCIPALL___- -----J 7 GENERADORES DE C.G.GRUPO WARD- LEONARO

8 MOTORES DE C.C.

9 EXCITATRIZ

10 ACOPLAMIENTO MECANICO

Figura 16.- Esquema eléctrico.

53

Este sistema de rectificación estática tiene dos ventajas,comparado con el dinámico W-L: menos energía con-sumida por tonelada producida y mejor disponibilidad,

t„ con más fácil y barato mantenimiento , ya que estáz 0 Io 20 ao ao 60 70 80 1901100 compuesto por módulos independientes con indicadoreswa° 200 % CICLO para diagnosticar los fallos.

W

-200 2 4 7 Hoy día, todos los fabricantes pueden suministrar,aproximadamente por el mismo precio , tanto estesistema como el anterior.

C) Sistema de variación o control de frecuencia

1 EXCAVACION Como en los otros sistemas, la máquina es alimentada2 FIN DE ELEVACION a una tensión entre 4.000 y 8.000 V y con la frecuencia3 GIRO HACIA EL VOLQUETE determinada de la red a través del cable de alimen-4 DESCENSO S08RE EL VOLQUETE tación y los anillos colectores hasta el armario de alta5 DESCARGA Y ELEVACION y el transformador principal , situado sobre el contrapeso.6 GIRO HACIA EL TAJO CON DESCENSO YRETROCESO DEL CAZO Este transformador reduce la tensión de entrada a la de

7 PARADA DEL GIRO E INICIO DE EXCAVACION utilización , 575 V , de los motores de alterna de lasdistintas funciones, pero manteniendo en el secundario

Figura 17.- Consumo (o devolución ) de potencia durante un ciclo la misma frecuencia de alimentación, por lo que dichosde trabajo . motores trabajarán a velocidad constante , Fig. 19.

Primero , la alta tensión que se suministra a la máquinaa través del cable de alimentación se reduce a latensión adecuada en el transformador de la excavadora . INVERSORLuego , su conversión en continua mediante los tiristores TRANSFORMADOR RECTIFICADOR 750 KVA

requiere dos circuitos semejantes para poder inve rt ir el # olaogiro de los motores , Fig. 18.

CABLE DE wU TW 750 KVA1 ALIMENTACION CONDENSADORES MOTOR

FLD EXC WEMPUJE

ó íy 75 KVA)--@ELEVACION

TRISTORESz CIRCUITOS

F-¡TRASLACION a AUXILIARES

CONMUTADOR

GIRO WANILLOS

ti COLECTORES

1F M I L1 EMPUJE TRASLACION ELEVACION }

460 V3 FASE 120 V Figura 19.- Esquema de un circuito de control de frecuencia.

3 1 FASE460 V 3 FASE

EXCITACION139 V -- DE VOLTAJE En la Tabla II se hace un resumen comparativo de los1 FASE InJ CONSTANTE tres sistemas respecto a las características más impor-

Figura 18 .- Esquema de rectit cación estatlca . tantes que de ellos se demandan.

El sistema tenía el inconveniente de que la intensidadde corriente que llegaba al motor se veía afectada porla demanda de potencia en la línea de alterna . Esto era 3.3. Superestructura giratoriacausa de que el factor de potencia fuese muy pequeñopara bajas tensiones de contínua , si bien mejoraba a Como ya se ha mencionado, en la plataforma de lamedida que aumentaba la velocidad . superestructura giratoria van instalados todos losEste inconveniente , que disuadía la elección del sistema , sistemas de mando y control eléctrico de los distintosfue paliado con nuevos diseños para trabajar con un mecanismos , así como la implantación en su partefactor de potencia cercano a 0,9. delantera de los apoyos de la pluma , como sopo rte y

54

TABLA II

Comparación de sistemas eléctricos para excavadoras

Característica Ward Leonard CC estático Variación demotor generador (Tiristores) Frecuencia

Margen de potencia Muy bueno en equipos normales . Las características dependen de la Elevadas posibilidades de curvaEl área bajo la curv a par -velocidad máquina rotativa . Se puede obtener par-velocidad. No hay límites deestá limitada por problemas de cualquier característica par-veloci- conmutación.conmutación. dad.

Recuperación de La potencia puede controlarse Como el Ward-Leonard las pres- Como el Ward-Leonard.potencia durante todas las etapas del ciclo taciones han mejorado en respues-

de inversión. Buenas prestaciones. ta con el control por tiristores.

Capacidad de trenado Se puede utilizar energía de inercia La potencia regenerada puede Se puede devolver energía a la redpara accionar otros elementos . El utilizarse por otros accionamientos en la etapa de c.c. a partir deexceso de energía se devuelve a a través de la línea . La regenera - donde pueda utilizarse para otrosla red . La inercia del sistema mo- ción es muy eficiente y no son movimientos . Es el más eficientetor-generador provee un excelente necesarios otros medios de frenado de los tres sistemas , pero el ex-acumulador de energía caso de eléctrico. ceso de energía debe disiparse enperderse alimentación . resistencias , frenado dinámico.

Economía de consumo Se considera excelente . El ren- La economía global es excelente y La economía se considera mejordimiento total del sistema es del mejor que la del sistema Ward- que en otros sistemas. El ren-orden del 75%. Se pueden obtener Leonard o el de frecuencias va- dimiento eléctrico es del orden deleconomías adicionales mediante riables . El rendimiento total eléc- 83%. La economía es menor ensistemas eléctricos de frenado . trico es del orden del 87%. Las régimen de frenado . El factor deFactor de potencia bueno ; se pue - ventajas son similares en régimen potencia es de forma natural cer-de obtener un factor de potencia de frenado al WL. El factor de cano a 0,95 en cualquier régimenexcelente para el motor de induc- potencia puede corregirse hasta un de carga . Se comporta como lasción de arrastre en condiciones de valor medio igual a la unidad utili- máquinas rotativas de c.c, en caí-carga duras ; en condiciones de zando bancos de condensadores das de tensión o en pérdidas debaja carga es peor pero finalmente regulables , red.compensa. No hay otros problemasmás que la pérdida de eficienciacausada por caídas de tensión opérdida de red.

Controlabilidad Más que adecuado en cualquier Similar a los WL pero mucho más Mejor que el WL en la mayoría derégimen. eficiente por controlar sobre- regímenes debido a la mejor res-

oscilaciones. puesta y a la mayor versatilidad decurvas par-velocidad.

Fiabilidad No se consideran problemas impor - Mejor que en el sistema con má- Mejor que el sistema con máquinastantes, sin embargo el man- quinas rotativas debido a la reduc- de c.c. Las partes móviles deltenimiento del conmutador y es- ción del número de conmutadores. motor no requieren atención: elcobillas puede resultar problemático La electrónica puede originar pro- sistema no se ve perturbado porsi no se vigilan cuidadosamente. blemas si hay caídas de tensión . caídas de tensión . La electrónica

puede originar problemas si no setienen en cuenta factores ambien-tales.

Disponibilidad la electrónica del campo del gene- No plantea problemas si la electró- No plantea problemas cuando larador está modularizada e incor- nica está modularizada y tiene electrónica está modularizada ypora un autodiagnóstico . Los moto- autodiagnóstico. La operatividad del tiene autodiagnóstico adecuado. Lares y generadores de c.c . a menu - motor es la misma que para el operatividad del motor es muydo son difíciles de reparar y re- W.L. superior a los sistemas de c.c.quieren personal experto; los com-ponentes son caros.

Coste Tomado como referencia 100%. Un sistema del mismo coste que El sistema es más caro que el deotro con máquinas rotativas fun- c.c. tomando como base de com-cionaría peor . Para las mismas paración la potencia . Sin embargoprestaciones el coste será del el coste por m3 excavado es menor130% al 140% del sistema con del 110% del correspondiente amáquinas rotativas . máquinas de c.c.

55

estructura principal del equipo de excavación, y del para introducir en dicho compartimento, se utilizan bolasbastidor en "A" que mantiene en posición a la pluma de molino desgastadas o cualquier otro tipo de chatarramediante los cables de suspensión. Como estos son o, incluso, balasto pesado. Las especificaciones de losflexibles y la pluma puede ser elevada al aplicar ex- fabricantes indican el peso de estos materiales, para elcesivo empuje o elevación descontrolada, existe un correcto equilibrado de la máquina que se trate.interruptor fin de carrera para impedir que la plumacaiga sobre la máquina.

CABINA DEL

La acometida eléctrica en alta tensión se hace a travésMAQUINISTA GIRO

de los anillos rozantes situados en la pa rte inferior de la PANELES DE CONTROL

superestructura, y solidarios a ella, hasta el "armario de EJ* DEPOSITOalta" y distribución al sistema de conversión que seutilice y al transformador auxiliar.

COMPRESOR

Respecto a la maquinaria y mecanismos, en las Figs. 20 . INTERCAMBIAOOR

y 21 se representan dos distribuciones distintas de los EMPUJECALOR

mismos sobre la plataforma. De ellos, los de elevacióny giro están siempre situados sobre ella. El de empuje LELEVauONy retracción del brazo puede estar, según los fabrican-tes, también en ella (accionamiento por cable) o mon- TRANSFORMADOR

tado sobre la pluma (accionamiento por piñón y crema-llera). Y el de traslación, según los modelos, puede

ENGRASE ::..:..: .estar en la superestructura aprovechando el mismo CENTRALIZADO GIROARMARIOmotor de elevación, o bien en la infraestructura con A.T. ARMARIO

motor o motores independientes.aT.

Figura 21.- Distribución de una sala de máquinas con sistema

ARMARIOS COMPRESOR de controlde frecuencia.

DE CONTROL ELEVACION

GRUPOWARO-LEONARD 3.4. Mecanismo de elevación

La 1 e hace siempre mediantedel cazo s cables,[] _ elevacióncGIROpor lo que su mecanismo está compuesto por uno o dos

motores eléctricos y una transmisión por engranajeshasta el tambor de enrollamiento. La Fig. 22 muestrauna de las disposiciones habituales accionada por unsólo motor.

l sistema convencional utilizado por las tresEse es emarcas tradicionales, empleando motores de continua o

ARMARIO A.T. alterna según el sistema de control eléctrico aplicado.TRANSFORMADOR Requiere unos consumos totales de energía relativa-

CABINA OPERADOR mente bajos y proporciona excelente control sobre elcazo, por lo que se obtienen buenos rendimientos de

Figura 20.- Distribución de una sala de máquinas con grupo excavación.Ward leonard.

El mecanismo lleva un freno de zapata, accionado porToda la plataforma giratoria está encerrada en un un muelle para mantener el cazo elevado durante loscubículo, recinto o sala de máquinas, con un sistema desplazamientos de la máquina. El freno se quitapresurizado de aire filtrado para refrigerar e impedir la neumáticamente para trabajar, manejándose desde laentrada de polvo a los motores, mecanismos y con- cabina del operador mediante control eléctrico.troles, por las aberturas para los cables o cualquier otroresquicio que existiera. Este, está diseñado de manera que, en caso de inte-

rrumpirse la corriente eléctrica, el mecanismo se bloqueeLa cabina del operador, en la que están instalados los por la acción del muelle del freno, para impedir la caídainterruptores, conmutadores y palancas y pedales de de la cuchara. También se frena al accionar el con-mando, así como la instrumentación de control, está mutador de traslación, en aquellas máquinas en que elsituada en la parte delantera, ubicándose en cualquiera mismo motor actúa en las dos funciones; en este casode las dos esquinas. hay también unos embragues neumáticos, como se verá

más adelante, enclavados al mismo conmutador.En la parte trasera de la superestructura giratoria,atornillado y soldado a ella, va un compartimento para P & H, en sus máquinas pequeñas, utilizó un sistemael contrapeso, que amplía la superficie disponible de la denominado "magnetorque". Consiste en aplicar elplataforma superior. Como materiales de contrapeso, mismo motor trifásico de inducción para accionar el

56

mecanismo de elevación. Como este motor trabaja a transmiten estos movimientos al brazo por medio develocidad constante en una sola dirección, entre él y los cables, el mecanismo que acciona estos va situado enengranajes de la doble reducción que acciona el tambor el centro del lado delantero de la superestructura.se instala un embrague de corrientes inducidas. Estecontrola la velocidad y el par según la excitación que se e0le suministra: a menor excitación, aumenta el des-lizamiento, se reduce la velocidad de elevación yaumenta el par; el descenso del cazo se hace por -fue¡� / ��' ✓ `'gravedad. Por su forma de trabajar, este embragueactúa deslizando para absorber las puntas de carga.

Este sistema puede desarrollar, a velocidad constante,pares muy altos, pero consume más energía que elclásico montaje Ward-Leonard y genera mucho calor.

POR PIÑON Y--�-_ ` CREMALLERA

4

3

POR CABLE tE

6

Figura 23.- Sistemas de empuje del cazo.2

4 La Fig. 24 muestra un montaje de tal mecanismo. El+ tambor es único y común para los dos cables, que van

enrollados en él en sentidos opuestos y teniendoengarzados en el mismo el principio y final de cadacable: el de empuje en el centro del tambor y el deretroceso en los extremos. (Ver epígrafe 3.10). Ambospasan por unas poleas dobles situadas en la guiadera,

1 MOTOR 5 24 REDUCCION antes de dirigirse a sus puntos de acción, en el tope del2 VENTILADOR 6 TAMBOR brazo el de empuje y en el extremo delantero el de3 FRENO 7 CABLE DE ELEVACION retroceso.4 19 REDUCCION 8 SUPERESTRUCTURA El brazo es único, constituido por un robusto tubo

Figura 22.- Mecanismo de elevación. circular que puede girar libremente dentro de la guía-dera. {Este sistema puede ser protegido de las sobrecargasque tan frecuentemente se producen durante la ex-

3.5. Mecanismos de empuje y retroceso del cavación instalando un embrague neumático de fricción,cazo Fig. 25, de presión regulada, entre la llanta de la corona

de la primera reducción y el primer eje intermedio de la

Existen distintos mecanismos para accionar el sistematransmisión, y mediante un amortiguador situado en el

de empuje del cazo, Fig. 23. tope del brazo, bajo la guía o polea por la que pasa elcable de empuje.

Las excavadoras Bucyrus para los movimientos de El sistema que monta Marion consiste en un mecanismoempuje y retroceso del cazo en la acción de excavación, de piñón y cremallera accionado por motor eléctrico o

57

hidráulico. Todo el conjunto va montado al aire sobre la Por consiguiente, el brazo es doble y, mientras que enpluma, cerca de la guiadera, por lo que aumenta la el sistema de cable de empuje el único brazo siempreinercia en el giro de la máquina. es interior a la pluma, en este caso van por el exterior,

4 uno a cada lado, Fig. 26a.

Este es un sistema de accionamiento más directo queel otro. También es protegido mediante un embrague defricción de presión de aire ajustable, para absorber los

V 7 grandes esfuerzos puntuales de la excavación. Sinembargo, la rigidez de este diseño, junto con el izado

5 desde un único punto central del cazo, transmite, en elcaso de cargas de excavación descentradas, todo el

3 esfuerzo de torsión de los brazos a la pluma. Por ello,la pluma y los propios brazos deben ser más robustosy, por lo tanto, más pesados, que en el caso de unbrazo único circular. Este último, al girar libremente ensu guiadera y ser izado por dos cables de elevaciónsituados a cada lado de la cuba, forma un conjunto

2 capaz de absorber mejor los esfuerzos de torsión, sin

4

+ 5 transmitirlos a la pluma, Fig. 26b.

10 1/4 CARGA 3/4 CARGACARGA

1 MOTOR 6 32 REDUCCION2 VENTILADOR 7 TAMBOR -

R"'A3 FRENO 8 CABLE DE RETROCESO4 12 REDUCCION 9 CABLE DE EMPUJE CARGA

5 22 REDUCCION 10 SUPERESTRUCTURA

Figura 24— Mecanismo de accionamiento de empuje y retrocesodel cazo ( Bucyrus -Ene).

MUELLES /LLANTA DE FRICCIONEN LA 19 REDUCCION

PASTILLAS

BARRA DE SUJECCION

-CAMARA DE AIRE

BASTIDOR DEL EMBRA-GUE SOLIDARIO AL EJE

° DE LA 24 REDUCCION

° Figura 26.- Diferentes diseños de brazo,

CONEx1ON °DE AIRE Las excavadoras P & H también utilizan el piñón y

° 0 00

cremallera , pero utilizando correas de transmisión entreel motor y los engranajes . De esta forma consiguen, por

Figura 25.- Embrague neumático de fricción. un lado , un amortiguamiento frente a las sobrecargas y,por otro, la longitud de las correas permiten que elmotor vaya situado en la parte baja de la pluma con lo

El motor, a través de las reducciones correspondientes, que disminuye la inercia al giro de la máquina. Empleanacciona el piñón (engranaje recto) que engrana directa- siempre brazos gemelos.mente con la cremallera, compuesta por tramos inter-cambiables situados en la cara inferior del brazo, que esun tubo o viga de sección rectangular . 3.6. Mecanismo de giroNormalmente es un conjunto gemelo, es decir, el motor Es el que permite el giro de 3600, en cualquiera de losacciona hasta dos piñones situados en cada uno de los dos sentidos, de toda la superestructura respecto a lalados de la pluma , que engarzan en dos cremalleras. infraestructura apoyada sobre el suelo.

58

El movimiento parte de uno o más motores, entonces en de los muelles en ambos elementos, y el aire actúanúmero par, situados verticalmente en la plataforma sobre el otro embrague que acopla todo el mecanismosuperior. La transmisión se realiza por medio de engra- de traslación, Fig. 28; al mismo tiempo se bloqueannajes rectos, cuyo último eje atraviesa la superestruc- automáticamente por la acción de los frenos correspon-tura. En su extremo lleva un piñón que engrana en la dientes los mecanismos de giro y de empuje y secorona dentada de giro solidaria a la infraestructura, desbloquea el de traslación. Al elegir con el conmutadorFig. 27. la función de excavación, el sistema de enclavamiento

actúa al contrario.

FRENO

PASTILLAS DECAMARA PARA FRICCIONEL AIRE

MOTOR c 0

t! REDUCCION MUELLES DEPLETINA

r5m

02! REDUCCION

EJE INTERMEDIO0

0

EJE VERTICALSUPERESTRUCTURA 0 0 0

GIRATORIA 0BARRAS DESUJECION

CONEXIONDE AIRE

INFRAESTRUCTURAFigura 28 .- Embrague para elevación o traslación.

Figura 27.- Mecanismo de giro . En. el esquema de la Fig . 29 se muestra una trans-misión típica del mecanismo así diseñado. La acción delmotor, situado en la superestructura, se transmite al eje

El desplazamiento giratorio se hace sobre dos pistas transversal central de traslación, situado en la partecirculares de giro, compuestas de varios segmentos. trasera de la infraestructura, a través de trenes deUna de ellas es solidaria a la superestructura y la otra engranajes rectos y cónicos, por los distintos cambiosa la infraestructura. Entre ambas existe libre una corona de dirección que sufre la citada transmisión.circular de rodillos locos, que distribuyen la carga de lasuperestructura sobre la infraestructura. La pista superior Este eje transversal, mediante embragues de mandíbu-es incompleta; carece de los segmentos laterales para las acciona los ejes de cada una de las ruedas motricespoder desmontar y montar el círculo de rodillos, cuando de las orugas.se necesite.

Según estén acoplados los citados embragues, así seráel desplazamiento de la excavadora. Con los dosembragados en línea recta, uno acoplado y otro desem-

3.7. Mecanismo de traslación y dirección bragado, giro suave hacia el lado de éste último, alactuar libremente la rueda motriz de ese lado. Y giro

Algunas excavadoras, sobre todo en los modelos pronunciado cuando en la situación anterior se bloqueapequeños , aprovechan el mismo motor de elevación contra su bastidor la rueda motriz que antes rodabapara hacer la traslación , manteniéndose el mecanismo loca.de dirección de las orugas en la infraestructura como severá más adelante. Los diseños modernos instalan motor o motores in-

dependientes de traslación en la parte trasera de laPara realizar esta doble función, nunca simultánea, el infraestructura. Un motor único con transmisión indepen-motor acciona el mecanismo de elevación o el de diente para cada oruga, Fig. 30, frenos y embragues detraslación mediante embragues de aire comprimido. El mandíbulas o discos suministran, como en el casosistema está enclavado de manera que cuando el anterior, las direcciones deseadas. Otros diseñosmaquinista elige en el conmutador correspondiente la instalan motores independientes para cada tren deacción de desplazar la máquina, la presión y caudal de orugas. En ambos existen un conjunto de escobillas yaire se interrumpe en el freno y embrague de elevación , anillos colectores , similar al conjunto de alta tensión decon lo que ésta función queda bloqueada por la acción alimentación a la máquina, para conducir la corriente a

59

EMBRAGUE DE CADENATRASLACION

EJE SUPERIOR

EJE TRANSVERSAL c

1-0 4z

MOTOR DERASLACION 0

ELEVACION wEJE VERTICAL W tD

e,

PIVOTE CENTRAL

QEJE LONG. EJE FRONTALTRASERO / FRENO DE

TRASLACION V

EMBRAGUES DE iMANDIBULAS _

W

\ LL

ZEJE TRANSVERSAL

EJE LONGITUDINALCENTRAL LATERAL

\EJE TRANSVERSALLATERAL

EJE DE LA RUEDA MOTRIZ

-RUEDA MOTRIZ DERECHA

Figura 29.- Esquema del mecanismo de traslación con motor (elevación,traslacón) en la superestructura.

INFRAESTRUCTURA

CASQUILLO DEL EJET1r ✓

EJE DE TRASLACION (/ .' ,i T'• �� C

/..ice, ..�;.•,,�

�•

MOTOR \:' y n

M~ACIZQUIERDO

.(� •4! REOUCCION

,� e•� :� _ / ACOPLA/� '�,, , --MIENTO

.: 3! REOUCCION2 2 REDUCCION

19 REDUCCION

FRENO Y EMBRAGUE DE DISCOS PARALA DIRECCION

42 REDUCCION

/ EJE DE LA RUEDA MOTRIZ

CRUEDA MOTRIZ

Figura 30.- Mecanismo de traslación accionado por un motor en la infraestructura.

an

dichos motores desde los controles ubicados siempre en pista central por la que caminan las ruedas inferiores yla plataforma giratoria. deslizan los rodillos superiores.

Menos frecuente es el uso de motores hidráulicos tanto La tensión adecuada de las orugas se consigue actuan-para la acción de desplazarse como para dirigir, al do sobre la rueda guía o tensora.actuar individualmente sobre cada rueda motriz.

La anchura de las zapatas de las orugas depende delas condiciones portantes del terreno sobre el que va atrabajar la excavadora. Lo normal es que para cada

3.8. Infraestructura y bastidores de orugas modelo los fabricantes dispongan de dos anchuras, lae: -2ndar la sobreancha; el usuario elegirá la que

Consiste en una robusta estructura que soporta toda la considere más adecuada a las condiciones de sumáquina, montada en dos bastidores de orugas sobre trabajo.las que la excavadora realiza los desplazamientos.Sobre ella gira la superestructura para ejecutar la cargay descarga del cazo, estando el eje de giro o pivotecentral alojado en el centro de la infraestructura. Para 3.9. Sistema neumáticoello, ésta lleva en su parte superior la corona dentadade giro y la pista inferior del círculo de rodillos. En la descripción precedente de los distintos mecanis-

mos, se ha visto que van provistos de frenos y embra-La Fig. 31 muestra una disposición típica de infraestruc- gues accionados por aire comprimido.tura de una excavadora moderna, en la que toda la ma-quinaria de traslación va montada sobre ella. Este se produce en un grupo moto-compresor, situado

dentro de la cabina presurizada de la plataforma girato-ria, con un calderín fuera de ella. El motor es decorriente alterna a baja tensión.

ALOJAMIENTO DEL PISTA DE GIROPIVOTE CENTRAL 1 El compresor suministra aire a 0,77 MPa (7,7 kg/cm2).

CORONA Esta presión principal se emplea para desbloquear losDE GIRO .`� INFRAESTRUCTURA frenos, actuando contra el muelle de que van provistos,

r,� << mediante los cilindros correspondientes. También, el airea esta presión, se utiliza para los embragues neumáticosde accionamiento del movimiento de elevación o detraslación, en el caso de un motor compartido paraambas funciones.

MAQUINARIA DE Además, otras dos presiones de aire pueden utilizarseTRASLACroN BASTIDOR DE LAS ORUGAS en la excavadora: para el embrague de fricción de laFigura 31.- Montajes en la infraestructura. maquinaria de empuje y para los embragues de mandí-

bulas de dirección de traslación.Los bastidores que soportan las orugas son dos, uno acada lado de la infraestructura y solidarios a ella,Fig. 32.

,Mf01ESTIICTUR& MfnOOR

LA�ra ~LLOWLON NrON . � �

11110T IR t

1900AL

Y!' ái ,lM(y Ulf[M011 ■ILN WI� O TENSORA

Figura 32.- Bastidor deoruga.]

Normalmente, los ejes de las ruedas inferiores estánfijados rígidamente al bastidor. Sin embargo, en lasexcavadoras más grandes, esa fijación puede ser ; Elarticulada, con objeto de adaptarse mejor a los obstácuY�`.rlos y reducir las consiguientes sobrecargas.

AMOLas zapatas son de fundición, con dos tetones laterales.que engarzan en las orejetas de la rueda motriz, y una Foto 4.- Tren de rodaje de una excavadora de cables.

61

Para el primero, es ajustable manualmente eligiéndose dientes activa o desactiva las válvulas magnéticasla presión más adecuada para el tipo de excavación que dispuestas en el circuito neumático. En éste hay dosse esté realizando; una presión de referencia puede ser tipos de válvulas. Unas, en el circuito de los frenos,0,35 MPa. cuando se activan dejan pasar el aire; normalmente

están desactivadas. En las otras, el aire pasa cuandoPara dirigir las orugas la presión es menor, del orden de están desactivadas y su posición normal es abierta.0,25 MPa, con objeto de no forzar los machones contralos enclavamientos en sus ejes. En la Fig. 33 se ha representado de forma esquemática

el circuito de aire comprimido de una excavadora con unEl sistema es controlado desde la cabina por el ma- único motor para las dos funciones de excavación yquinista, que accionando los conmutadores correspon- traslación.

c 3 LEYENDAT T-, 6

MANOMETRO

REDUCTOR DE PRESION $

4 A N VALVULA ANTIRRE TORNO

U CONEXION GIRATORIA0 EMBRAGUE

1 CILINDRO DE FRENOA B ® CILINDRO DE DIRECCION DE ORUGAS

VALV. MAGNETICA, ACTIVADA AIRE© VALV MAGNETICA, DESACTIVADA -AIRE

2 B A 1 GRUPO MOTOCOMPRESORA A 2 CALDERIN

3 MOTOR/ES DE GIRO4 MOTOR DE EMPUJE5 MOTOR DE ELEVACION/TRASLACION

7 6 CABINA DEL OPERADORSUPERESTRUCTURA 7 CONDUCCION TRIPLE EN EL INTERIOR DEL

EJE VERTICAL DE TRASLACION8 CILINDRO DE CURVA A LA IZQUIERDA

INFRAESTRUCTURA 9 CILINDRO DE CURVA A LA DERECHA10 FRENO DE TRASLACION

Circuito de aire o 7,7 Kg. /cm?

- Aire o 3,5 Kg/cm2 poro embrague de empuje8 9

Aire a 2,5 Kg/cm2 para direccide orugas

10

Figura 33.- Sistema neumático.

3.10. Cables de accionamiento cables, mientras que el de empuje/retroceso sólo lasmáquinas Bucyrus utilizan cables para realizarlo. Siendo

Antes de describir los cables de accionamiento, se éste el que más cables utiliza, es el que se representadeben mencionar los cables de suspensión. Estos, en la Fig. 34.formando dos parejas, son los que mantienen la plumaen posición, con su ángulo de inclinación fijo e in- Todos los cables se recomienda que sean rellenos, conamovible. Para ello van enganchados en la parte arrollamiento Lang y preformados con alma metálica.superior del bastidor o estructura en "A" y en el extremo Debido a las huellas que los cordones dejan en losde la pluma. Son unos cables estacionarios construidos canales de los forros de fundición de los tambores,especialmente para esta aplicación, normalmente con un cuyas crestas pueden dañar los alambres del cableúnico y grueso cordón de alambres de acero gal- nuevo que se monte, es práctica habitual cuando sevanizado. Los cables de cada par deben ser iguales, cambia un cable, que el sentido de arrollamiento de losaunque una pequeña diferencia es absorbida por el cordones del nuevo sea opuesto al del sustituido parajuego de los anclajes. Sin embargo, la diferencia entre Ir compensando y evitando que se afilen las men-las dos parejas debe ser inferior a los 5 mm. Debido al cionadas crestas.alargamiento que tienen a lo largo de su vida, esaconsejable cambiar los cuatro cables a la vez. Normalmente los cables de elevación son dos dobles,

como muestra la Fig. 35, o dos emparejados conEn epígrafes anteriores se ha visto que el movimiento deflector central en la cuba y los extremos enrollados ende elevación de la cuba se hace siempre mediante el tambor.

62

ENGANCHES ALEXTREMO DE LA PLUMA

POLEAS FINDE PLUMA

CABLES DESUSPENSION

ENGANCHES A LAESTRUCTURA EN "A" POLEAS DE COGIDA

A LA CUBA

TAMBOR

Figura 34.- Cables de elevaci on.

Los cables de empuje y de retroceso son dos indepen-dientes con tambor de enrollamiento común , Fig. 35,pues forman un conjunto accionado por el mismo motor.El ajuste o tensado del sistema se realiza sobre el deretroceso , mediante un mecanismo en el brazo, una vezque el de empuje ha sido convenientemente fijado.Ambos cables son del mismo diámetro y tienen Ion- POLEAS EN EL PIVO

gitudes distintas . Pasan por unas poleas dobles , situa- DEL BRAZOe`

das en el pivote del brazo a la altura de su guiadera, TAMBOR EN LAantes de dirigirse a sus puntos de acción , en el tope del SUPERESTRUCTURA 4�,I u+ & OE EMPUJEbrazo de empuje y en el extremo delantero del mismo CABLE DE RETROCESO `�w fel de retroceso.

Figura 35 .- Cables de empuje y retroceso.

La sustitución de los cables de accionamiento es unfactor importante en la organización del mantenimientode la máquina , por lo complicada en que puede trans- 3.11. Equipo frontal de excavaciónformarse una labor rutinaria de cambio , por una roturaintempestiva en el tajo . Por ello, es normal establecer El elemento principal de este conjunto es la cuba ounas frecuencias de sustitución , por horas trabajadas o cazo. Pero para que este elemento realice su función,por toneladas cargadas, aunque si cuando por simple recorriendo la trayectoria de excavación , va montado enobservación se ve un buen estado , a veces , se dejan el extremo del brazo (empuje/retroceso ) y es elevadopero vigilándolos frecuentemente . por los cables que amarrados a él, pasan por las poleas

situadas en el extremo de la pluma.

El cable que tiene más corta duración es el de empuje;dependiendo su vida de las condiciones del tajo de 3.11.1. Brazotrabajo . En las mismas condiciones, el de retroceso duratres veces más y los de elevación entre un 40 y un Es el elemento que transmite al cazo, situado en su60% más que el primero . extremo delantero , la fuerza de empuje necesaria para

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penetrar en el material a excavar o cargar. Para ello El retroceso del brazo se realiza mediante el correspon-desliza en una guiadera pivotante, ubicada en la pluma, diente cable amarrado sobre el brazo, justo antes dello que permite realizar cortes completos con distintos anclaje del cazo. Por esta comprometida situación, anteperfiles de excavación, Fig. 36. la calda de piedras sobre él durante la excavación, va

protegido con unas placas.6

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1 CAZO 6 POLEAS DE ELEVACION 1 300 `•jir

2 ANCLAJE A LA SUPERESTRUCTURA 7 CABLES DE ELEVACION XP

3 MECANISMO DE EMPUJE 8 CABLES DE SUSPENSION Y; Q1j;•4 BRAZOS DE LA PLUMA +

5 PLUMA 9 COMPUERTA

Figura 36.- Detalle de la pluma y brazo de una excavadora.

R . ISegún sea el mecanismo de empuje (cable o piñón ycremallera) su sección es circular o rectangular. En el Foto S.- Vista frontal de una excavadora de cables.primer caso la guiadera es siempre interior, mientrasque en el segundo, cuando el brazo es doble, lleva dosguiaderas exteriores a la pluma (Ver Figura 23). 3.11.2. Pluma

En cualquier caso la guiadera lleva interiormente unos La pluma es el soporte de todo el equipo de ex-con elelementos sustituibles cuando se desgastan por roce cavación. Esta apoyada, mediante orejetas y bufones, encon el brazo. Para disminuir este rozamiento los brazos la parte frontal de la superestructura giratoria y sopor-

tadason lubricados con grasas asfálticas para intemperie. por los cables de suspensión, amarrados a laCuando el accionamiento es por piñón y cremallera, ésta estructura en "A", que fijan su ángulo de inclinación. Enva montada en el brazo y está compuesta por varios su extremo están instaladas las poleas de los cables detramos para facilitar su recambio. elevación del cazo.

Cuando el accionamiento es por cable se instala en el Estructuralmente puede estar constituida por una únicatope del brazo, y dentro de él, un amortiguador de pieza o dos . En este caso , la parte inferior está arrios-esfuerzos, para proteger todo el mecanismo de empuje. trada a la estructura en "A" mediante dos vigas cogidasEste elemento se monta bajo la polea o canal por la al eje pivote de la guiadera del brazo. Y la parteque pasa el cable de empuje en el tope del brazo, y superior al mismo pivote y mantenida en posición porestá constituido normalmente por un robusto muelle los cables de suspensión. Esta sección superior eshelicoidal o conformado por un conjunto de arandelas mucho más ligera, con lo que se reduce el peso de lacóncavo-convexas. máquina y su momento de inercia.

64

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Foto 6 .- Excavadora de 1 1 m de capacidad de cazo cargando un volquete de 154 1 en Lignitos de Meirama.

Cuando el empuje se hace por piñón y cremallera, la Va situado en el extremo del brazo y solidariamenterobustez y peso de la pluma aumenta, pues , por una unido a él por pernos para facilitar su reemplaza-parte, toda la maquinaria de esa función va montada miento o incluso , a veces , para modificar su incli-sobre ella y, por otra , tiene que resistir los esfuerzos de nación.torsión que, en una excavación descentrada, sontransmitidos a ella por los brazos de sección rectangu-lar, como se ha explicado en el epígrafe 3.5. Los cambios sufridos en los diseños de los cazos en los

Se puede disponer de distintas longitudes de pluma , que últimos años han sido tan importantes como los de los

se eligen de acuerdo con las características del trabajo componentes eléctricos , influyendo fundamentalmente en

que vaya a realizar la excavadora . A mayor longitud la productividad de la excavadora. Su capacidad está

aumentan las alturas de corte y de descarga , pero, por siempre relacionada con la densidad de los materiales

razones de estabilidad , se reduce la capacidad del cazo , a cargar.

como se mostró en la Fig. S.Para impedir que por una mala maniobra la pluma , o su La dureza del trabajo exige que los cazos seantramo superior , pueda caer sobre la cabina hay insta - robustos y por lo tanto pesados , en detrimento de lalado un interruptor " fin de carrera" que bloquea la carga que puede elevarse en cada ciclo . Por esto, enmáquina frente a pivotamientos excesivos de la pluma . pocos años , las nuevas aleaciones han permitido que

las cubas de fundición hayan pasado de un peso

3.11.3 . Cazo específico de 2.400 kg/m3 de capacidad nominal a1.820 iffl3 . Actualmente, se dispone de cubas de

La Fig . 37 muestra las vistas del cazo de una exca- acero de alta resistencia con pesos específicos devadora . 1.500-1650 kg/m3, y para carbón de unos 1.000

65

FORMATRAPEZOIDAL

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VISTA FRONTAL

O:o O

L.�J t y` 2

2 0 (Q

)O.

VISTA LATERAL VISTA POSTERIOR

1. LABIO RECTO CON FONDO PLANO QUE 1 . COMPUERTAREDUCE EL ANGULO DE ATAQUE 2. CERROJO CON INSERTOS DUROS

2. REFUERZOS DE LOS BORDES LATERALES 3. PLETINA SUSTITUIBLE EN EL3. PLACAS O BANDAS DE ACERO FUNDIDO ALOJAMIENTO DEL CERROJO

SUSTITUIRLES

Figura 37.- Vistas de un cazo con nuevo diseño trapezoidal y principales elementos del mismo (BUCYRUS-ERIE).

1.000 kg/m' de capacidad nominal. Siempre son mejora la penetración pero aumenta el desgaste delaceros resistentes a la abrasión. fondo del cazo y éste se llena con más dificultad. Estos

ángulos están elegidos previamente a la operación.La geometría de los diseños de los cazos de losdistintos fabricantes puede variar considerablemente y el Anchura del cazo : Medida a la altura del labio. Cuantousuario debe tener en cuenta los cinco parámetros más ancho sea el cazo antes se llena , pero se reducesiguientes, Fig. 38. la capacidad de penetración.

Angulo de ataque : Es el ángulo formado por la in- Altura de cazo : A menor altura, el factor de espon-tersección de la línea prolongación del eje del brazo y jamiento de la roca afecta más al ciclo de llenado delde la que une la punta del diente con el talón de la cazo.cuba. En condiciones normales es un ángulo de 65°aproximadamente. Otro de los avances en el diseño de los cazos, con

gran incidencia en la productividad, ha tenido lugarAngulo de excavación . Es el formado por la intersec- sobre estas dos dimensiones. Así, los cazos sonción de la línea prolongación del eje del brazo y la de actualmente más anchos, pasando de una relaciónmáxima pendiente del plano de la cara superior de los anchuralaltura 1-1,2 a 1,7 en aplicaciones medias, condientes. Normalmente es de unos 45° lo que se logran , según las condiciones, factores de

llenado de hasta el 115%. El diseño trapezoidal es una

La modificación de estos ángulos por medio de los innovación reciente con la que se están consiguiendo

tirantes de inclinación del cazo, en aquellas máquinas rendimientos un 20% superiores a los obtenidos con

que tienen esta posibilidad, varía las condiciones de ' cazo convencional.trabajo . Si, por ejemplo, se acorta dicho tirante los dos Asimismo, se tiende a labios rectos y más delgados conángulos disminuirán, dificultando la penetración del cazo cazos de fondo plano, construidos con planchas deen el pie del banco , pero mejorará el flujo de llenado acero de alta resistencia con buenas características dedel mismo. Al contrario, alargando la posición del tirante, soldabilidad.

66

tura inmóvil durante el mismo. Por ello, con ángulos degiro inferiores a 120° el ciclo no superará el mediominuto , empleando un 25% en excavación, 32% girando

BRAZO con la carga , 33% en la descarga o giro vacío y unANGULO DEL BRAZO 10% en el posicionamiento del cazo.

Debido a que la geometría del pe rf il de excavación esrelativamente fija, con carrera horizontal reducida,

o TIRANTE DE Fig. 39 , cada cie rto tiempo es necesario reposicionar laINCLINACION máquina en el tajo, con objeto de recuperar o mantener

la posibilidad de ejecutar un ciclo correcto aprovechandoadecuadamente las fuerzas de empuje de elevación.Estos desplazamientos cortos se hacen sobre lasCOMPUERTA orugas , permaneciendo entonces bloqueados los meca-nismos de excavación.

RO NDANGULODE ATAQUE O0°

DIENTE

LABIO

ANGULO DEEXCAVACION

Figura 38.- Angulo de ataque y excavación de un cazo.

Profundidad del cazo : A menor profundidad mayorFigura 39- Perf il de trabajo de una excavadora.

factor de llenado.A continuación se dan una serie de consejos prácticos

Por supuesto , la consideración , de estos parámetros para conseguir una eficiente y segura operación conhabrá que hacerla teniendo en cuenta la densidad, estas máquinas.fragmentación y excavabilidad del material a cargar.

La descarga del cazo se hace por su fondo, una vezque el giro de la máquina la sitúa sobre el elemento 4.2. Traslado entre tajosreceptor de la carga (volquete , tolva , etc). La compue rtase abre tirando de su cerrojo mediante un cable accio- Los desplazamientos de un tajo a otro , dentro de lanado por un pequeño motor eléctrico o neumáticamente , misma explotación , se realizan sobre orugas montadasla gravedad hace el resto , incluso cerrar la compue rta en la infraestructura . La misión fundamental de ésta esdurante el movimiento de iniciación del nuevo ciclo de proporcionar a la excavadora una amplia y resistenteexcavación . estructura sobre la cual realizar eficazmente el ciclo de

carga descrito , aunque su diseño no permite desplaza-mientos rápidos , debiendo realizarse estos a muy bajavelocidad (< 3 km/h).

4. Operaciones básicas y práctica Debe procurarse que el piso esté en buenas con-operativa

diciones, pues excesivos balanceos pueden dar lugar afisuras en las distintas estructuras.

4.1. Ciclo básico El maquinista girará la superestructura para colocar sucabina al frente y el cazo estará en posición suspendida

El ciclo básico de trabajo de una de estas máquinas con la compuerta abierta. Excepto el de la función deconsiste en excavar el frente del tajo, una vez lleno el traslación , el resto de los mecanismos quedan bloqueados.cazo girar hasta situarla sobre el elemento receptor dela carga , descargar y girar en vacío hasta el frente , al Las ruedas motrices deben ir , siempre que sea posible,mismo tiempo que desciende el cazo, para empezar el en la parte de atrás . Los cambios de dirección debennuevo ciclo . ser graduales , con incrementos máximos de 15 a 20°,

Fig. 40, para evitar el arrastre de materiales entre losEl ciclo descrito se efectúa exclusivamente con la elementos del bastidor de orugas que posteriormentesuperestructura giratoria , pivotando sobre la infraestruc- pudieran dañarlos.

67

Las maniobras para acondicionarlo de nuevo y prepararo limpiar el área de carga de los volquetes estáncompletamente desaconsejadas , debido a que losesfuerzos de torsión que brazo y pluma tendrían quesopo rtar al efectuar la acción de "barrer" darían lugar adaños estructurales (brazo doblado , fisuras en el pivotede la guiadera , etc). Fig. 41.

CAMBIO DE DIRECCIONCORRECTO, POR

] rT.: ��.INCREMENTOS DE 150-20<>

,....1111Figura 40.- Trayectoria de una excavadora en un cambio de

dirección.Figura 41 - Operaclon de barrido desaconsejada.

En el caso de descenso de rampas , el cazo debe irdelante , cerca del suelo , para actuar de retardador en Por esto , todo tajo servido por una excavadora tienecaso de emergencia , y el cable de alimentación siempre que estar regularmente asistido por un tractor em-por la parte de atrás. Se comprobará previamente el pujador. Este, normalmente , será de neumáticos, puesestado de los embragues y frenos de traslación . la movilidad y rapidez de estas unidades les permiteLa dependencia del cable que tiene la excavadora para asistir a más de una excavadora e incluso atender lamoverse obliga , en caso de desplazamientos largos , a escombrera; si apareciesen repiés habría que emplearprever los distintos puntos de conexión eléctrica para tractor de orugas con riper o incluso pe rforación ycompletar el recorrido . voladura.

4.3. Piso del tajo 4 . 4. Excavación y carga

Para empezar , y aunque la infraestructura y bastidores Normalmente , se aconseja que la altura del frente node orugas están diseñados para trabajar en terrenos supere la altura de las poleas de elevación en elirregulares , la excavadora debe actuar en un sitio lo extremo de la pluma.

más plano y nivelado posible para evitar excesivos La excavadora se situará con sus orugas perpen-balanceos que aumentan desgastes y pueden provocar diculares al tajo para facilitar las sucesivas maniobras dedaños estructurales . posicionamiento , y colocada de forma que el pe rf il dePor otra parte, cuando se va a cargar material volado , excavación , es decir que el punto de ataque de losla lengua delantera de la pila de dicho material no tiene dientes a la pila de material , comience entre las ve rt i-altura suficiente para un trabajo eficaz de la excavadora. cales del extremo de la pluma y del pivote de laPor estas razones, los lugares de trabajo de las ex guiadera , Fig. 42 . Iniciando la excavación más cerca decavadoras deben estar previamente preparados por un la máquina , las fuerzas de elevación y empuje serían

equipo auxiliar . contrapuestas , con lo que se dispondría en la punta deldiente de una fuerza de arrancamiento mínima al

Normalmente , el lugar de trabajo será un banco de la principio del ciclo. Igual de ineficaz sería el final de laexplotación y, por lo tanto , horizontal o con ligera pen- excavación con la máquina demasiado alejada deldiente para su drenaje . La excavación de accesos a frente.otros bancos de explotación obliga , ocasionalmente, atrabajar con pendientes de hasta el 10%. Una vez bien situada , el maquinista debe realizar de

forma coordinada los movimientos de empuje y deLuego , durante el proceso de excavación y carga se elevación para llenar el cazo en una sola pasada, conproducirán derrames y a veces ondulaciones del piso . una penetración tal en el montón de material que el

68

Figura 42.- Zona correcta para iniciar la excavación.

llenado se complete entre dos y tres veces la altura del Si algún bolo quedara atascado dentro del cazo, elcazo. De esta forma se conseguirán ciclos co rtos pues , mejor procedimiento para eliminarlo es realizar laademás , el cazo lleno será retirado del frente a una operación de excavación con la compuerta abie rta; si noaltura y a una distancia tales que facilitan su posiciona- saliese, volcar el cazo hasta topar el piso con la puntado sobre la unidad de transporte con mínimos movi- de los dientes.mientos extras. Para conseguirlo, la unidad de transportedebe tener situado su eje a plomo de la tangente La superestructura de la excavadora gira en cualquiervertical exterior de las poleas de elevación. Por esto, es sentido, con lo que puede cargar volquetes situados anormal que el maquinista indique el correcto posicionado ambos lados . Para obtener ciclos reducidos , el ángulodel volquete manteniendo el cazo suspendido sobre el de giro debe ser lo menor posible.punto adecuado de la descarga.

El giro no debe iniciarse nunca hasta que el cazo noAnte la presencia de repiés es aconsejable acercarse a haya abandonado el montón de escombro , pues seellos lo más posible para atacarlos casi en la vertical de producirían los mismos daños comentados en el "ba-la guiadera del brazo para aprovechar mejor la fuerza rrido" del piso, ya que los componentes están diseñadosde empuje y mejorar el ángulo de penetración de los para trabajar con el plano vertical definido por pluma ydientes, Fig. 42. brazo.

Empujes excesivos harán retroceder la pluma provocan- El movimiento de giro consiste de una aceleración hastado, al retornar violentamente a su posición, latigazos en la máxima velocidad y una deceleración. Si esta últimalos cables de suspensión y daños en ellos y en toda la no se hace suavemente se producirán excesivos de-estructura frontal . rrames que pueden producir daños directos o indirectos,

llenando el piso de piedras.En frentes difíciles se excava su cabeza con pocapenetración para no sobrecargar la elevación . En Debido a esos derrames , que con una cuba bien llenacualquier caso, es aconsejable aprovechar el tiempo de siempre se producen, es importante posicionar correcta-espera de volquetes preparando el tajo , operación que mente los volquetes , Fig. 44 , iniciando la descarga ense realiza recorriendo con el cazo abie rto todo el pe rf il la parte trasera de la caja . Y nunca se debe pasar eldel frente . cazo sobre las cabinas o personas o equipo auxiliar,

aunque esté vacío.Cuando la fragmentación del material no es buena, paraevitar daños en la caja del volquete y molestias a suconductor , la primera cazada debe procurarse que sea 4.5. Procedimiento de trabajodel material más fijo para que actúe como colchón delas siguientes. Para reducir los impactos se desciende Básicamente, en las explotaciones a cielo abierto, seel cazo acercándolo a la unidad receptora.

pueden distinguir tres procedimientos de trabajo conNo se deben cargar sobre los volquetes los bolos que excavadoras de carga:existan en el montón de escombro. Es una operación - Carga a ambos ladosque alarga el ciclo y puede producir daños. Lo acon-sejable

_ Carga a un solo ladoes retirarlos detrás de la máquina y apartarloscon el tractor para su posterior fragmentación, Fig. 43. - Avance paralelo al banco. Carga en paralelo.

69

I I

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Figura 43.- Retirada y taqueo de bolos.

La principal diferencia entre ellos es la posición de la 4.5.1 . Carga a los dos ladosexcavadora con relación al tajo y la posición de losvolquetes o unidades de transpo rte respecto a la Sin duda es el que mejor aprovecha las característicasexcavadora durante la carga . operativas de la excavadora , Fig. 45 . Esta ataca el tajo i

con sus orugas perpendiculares a él, cargando alter-La elección de uno de esos procedimientos o formas de nativamente a los volquetes que se van situando atrabajo en una explotación determinada , va a depender ambos lados , de forma que el tiempo de carga de unde factores técnico-operativos (pe rf il del banco , espacio volquete , que sería tiempo de espera para el siguiente,disponible , necesidad de carga selectiva , etc) y económi es aprovechado por este último para situarse adecuadacos (tamaño de la flota de transpo rte ). Es decir , se mente en su posición de carga. De esta manera la

podrá emplear uno u otro sistema bien porque el excavadora está saturada y se obtiene su máximo

estudio técnico-económico de la explotación así lo haya rendimiento , pero requiere una flota de transpo rte

aconsejado , o bien porque determinadas circunstancias adecuada.obliguen a ello (falta o exceso de transpo rte , anchuras por otra parte , los ángulos de giro de carga, quede banco , etc). empiezan teniendo un valor máximo de 900, se reducen

a la mitad una vez que el área ocupada por el primerA continuación se describen brevemente , para ver las módulo desalojado sea utilizada por los volquetes,ventajas e inconvenientes de cada uno. Fig . 45c, con lo que el ciclo es menor.

a / b \

CORRECTO INCORRECTOFigura 44.- Colocación relativa de los volquetes y excavadora para efectuar adecuadamente la descarga

y que no se vean afectados por los derrames.

70

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a. CARGA A AMBOS LADOS . SE ATACA/ / EL PRIMER MODULO CON GIROS DE 90'+F / á

b. CAMBIO DE POSICION PARA ATACAR EL NUEVO MODULO

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c. LA POSICION RELATIVA DE LOS EQUIPOS REDUCELOS ANGULOS DE GIRO

Figura 45.- Carga a los dos lados.

Es una forma de trabajar que se ajusta bien a cualquier interrumpe poco la operación , pues el tractor auxiliartipo de explotación que tenga bancos amplios y suficien - puede limpiar por un lado mientras la excavadora siguetemente altos , para que la excavadora no tenga que cargando por el otro . Por esto , también es mínima lahacer continuas maniobras de posicionamiento . posibilidad de que los volquetes circulen sobre los

derrames , aunque estos sean constantes debido alDentro de la altura de banco puede realizarse una impe rfecto estado del piso que se va ganando y sobrebuena carga selectiva . La retirada de bUios del frente el que circulan los volquetes.

71

--- -------- -------

El cable de alimentación está alejado de posibles Es una forma de trabajo de menor rendimiento que ladesprendimientos o deslizamientos del montón de vista anteriormente , pues, además de que el ciclo deescombro. Deberá instalarse un pórtico para que los carga se alarga al ser mayores los ángulos de giro, lavolquetes puedan acceder libremente a ambos lados de excavadora siempre tiene que esperar a que el siguientela excavadora , colocando el cable pe rfectamente visible volquete entre en carga ; en el caso de una amplia flotaen las proximidades de la máquina para que los volque - de transporte, los volquetes también tienen que esperartes no lo pisen. y más tiempo que antes , pues hasta que el anterior

volquete no ha salido de la zona de carga, no se puedeEl manejo de esos pórticos y la carga del volquete , por empezar a realizar la maniobra de aproximación yel lado contrario a donde está la cabina del operador de posicionamiento del siguiente.la excavadora , son rutinas que se aprenden rápidamen-te, igual que el posicionado del volquetes sin la referen - Otros inconvenientes del método son: la necesidad decia del cazo suspendido . En algunas explotaciones se parar el proceso para limpiar los derrames en la zonadestina una persona para que auxilie. a la excavadora de carga de los volquetes , necesidad de bancos altosdesde el suelo , primero manejando y cuidando del cable para reducir las maniobras de posicionamiento a lo largode alimentación y, segundo , dirigiendo la maniobra de de todo el proceso de excavación y dificultad en man-entrada en carga de los volquetes . tener el nivel del piso.

La ventaja principal del método es que se acomoda acualquier situación , sobre todo si hay falta de espacio.Como otras ventajas adicionales se pueden considerar

4.5.2. Carga a un solo lado las inherentes al dominio visual del área por el ma-quinista : más seguridad , mejor posicionamiento de los

Hay situaciones en una explotación a cielo abie rto en volquetes, etc.las que no se dispone de espacio suficiente para cargara ambos lados de la excavadora y también hay diseñosque sólo consideran la carga por un solo lado . 4.5.3. Avance paralelo al bancoLa excavación del acceso aun nuevo banco , o la Este es un antiguo método de trabajo que surgió de labúsqueda de mineral de determinada ley, Fig. 46, son, necesidad de cargar trenes , como primer sistema deentre otros, ejemplos de situaciones con poco espacio transporte de gran capacidad ; luego aparecieron lospara maniobrar .

trailers. En ambos casos , las posibilidades de maniobra-bilidad de la unidad de transpo rte son nulas o mínimas

8 ti�r� y lentas . Debido a que el procedimiento tiene indudablesventajas en cie rtas situaciones , se sigue empleando

C �- - �` - actualmente aunque las unidades de transporte puedan© haber cambiado.

"' ® La excavadora y unidad de transport e tienen trayectoriasparalelas, aunque no siempre con el mismo sentido.Ambas trayectorias también son paralelas a la cara delbanco, debido a lo cual sólo puede realizarse a un lado,Fig. 47 , por supuesto el de la cabina del maquinista.1 - �. •

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Las orugas de la excavadora se sitúan paralelas albanco, enfrentadas al sentido de avance , colocándose

I I ' ; la oruga exterior en línea con el pie del frente de arran-que o del montón de escombro volado . De esta manerase realiza el avance de la excavación , en pasadas conanchura de corte igual a lú del máximo alcance de laexcavadora, cargando sobre las unidades de transpo rteque se colocan al lado.

Figura 46.- Carga a un lado . Con unidades de transpo rte tipo trailer o remolque, Fig.47 a, el ángulo de giro del ciclo de carga está compren-dido entre 1800 máximo y 90° mínimo , dependiendo del

La minería de contorno en el carbón o los retranqueos lugar del frente que se estuviera cargando en relaciónde un talud por voladura sucesiva de sus bermas son con la posición del elemento de transporte ; como valorplanteamientos en los que únicamente es posible medio se considera 1350.considerar la carga por un solo lado . Otras con-sideraciones pueden ser las relativas a producción Utilizando volquetes mineros convencionales , con buenasnecesaria con respecto a la capacidad y tamaño de la posibilidades de realizar maniobras co rtas y rápidas queflota de transpo rte. permiten un acercamiento y mejor colocación para la

72

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Foto 7.- Excavadora de cables con cazo de gran capacidad para la carga de carbón-

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Figura 47.- Carga en paralelo, sobre trailer o remolque (a) o sobre volquete (b).

73

carga , el ángulo de giro medio se reduce a 900 con un Son por excelencia unos equipos muy robustos y derango de valores entre 120° y 30°, Fig . 47b. gran tradición minera , por lo que son especialmente

adecuadas para condiciones de trabajo extremas.Para poder emplear este método se requiere bancoslargos y rectos, aunque las irregularidades que se Debido a su dilatada vida útil son idóneas para proyec-puedan presentar son perfectamente asumidas por el tos de gran dimensión , ya que además proporcionansistema . unos costes de operación bajos.

Cuando la excavadora llega al final del banco o de la La descarga del material la suelen efectuar directamentevoladura a la que ha dado un primer corte , para dar el sobre volquetes, pero también la realizan en ocasionessiguiente existen dos opciones : sobre plantas móviles de trituración.

- Volver con la máquina excavando en dirección Si los materiales rocosos no son excesivamente resis-Para ello el cable de alimentación es tentes, estas máquinas pueden llevar a cabo el arranqueopuesta.

recogido y conectado en un punto situado en el directamente y, en los casos más adversos o cuando semismo extremo donde ahora comienza la carga. quieren alcanzar altos niveles de producción , se procede

a dar voladuras para conseguir la fragmentación desea-- Retroceder con la máquina al punto de partida y da.

empezar desde él el nuevo corte en la mismadirección que el primero . Esto da lugar a un trasladoimproductivo , pero que se considera conveniente-mente compensado por la posibilidad de ejecutar elnuevo corte con el maquinista situado en la posición 6. Consideraciones de selecciónmás dominante con relación a la carga.

Las principales ventajas del método son las relativas aEn primer lugar, deben compararse las diferencias

las mínimas o nulas maniobras de la excavadora para existentes entre las excavadoras de cables y las ex

adecuarse al frente , así como las de las unidades decavadoras hidráulicas , ya que son dos máquinas que

transpo rte , que también son mínimas o nulas , con lorealizan básicamente los mismos trabajos , Tabla III.

que los tiempos de espera de la excavadora sonmenores que en el procedimiento anterior , en igualdad

proceso selección de una excavadora de cables

de flota de transpo rte.tiene dos fases:

Los ángulos de giro para la carga , que como se ha - Definición de las características básicasvisto dependen del equipo de transporte que se utilice , - Selección del modelo.son determinantes para obtener una buena o malaproductividad , que siempre es menor que cargando ados bandas.

6.1. Definición de las características bási-Otras ventajas adicionales son: facilidad de movimientos casdel cable de alimentación , mayor facilidad para mantenerel nivel del banco y menor necesidad de tractor para el Los datos de partida son:avance de la máquina.

Sin embargo , se requiere una presencia casi constante ma/hreducción horaria requerida " P" expresada en

de tractor en la esquina del pie del banco o montón deescombro para limpiar la posición de carga de los - El tipo de material objeto de excavación . Este puedevolquetes , retirar derrames y amontonar esquinazos para clasificarse en: Blando, Medio , Duro y Muy Duro,su mejor carga por la excavadora . Los derrames del debiendo especificarse si es susceptible de arranquecazo afectan más al volquete y a sus ruedas que en las directo o debe ser perforado y volado previamente.otras formas de trabajo.

- La densidad de la roca.Este método no permite una carga selectiva, en caso deuna diferencia de leyes a lo largo del banco , lo cual es A part ir de estos datos se determinará:un notable inconveniente en algún tipo de explotaciones.

- El tamaño del cazo "C" expresado en m'.

- El tipo de volquete más adecuado para dichamáquina de carga.

5. Aplicaciones - El peso aproximado de la excavadora.

Las excavadoras de cables se emplean en el arranque - La potencia total instalada y su distribución en los

y carga de los materi ales de recubrimiento y mineral, en distintos mecanismos.

explotaciones llevadas a cabo por banqueo . - La altura de banco.

74

TABLA 111

EXCAVADORA HIDRAULICA EXCAVADORA DE CABLES

- Inversión media. - Inversión elevada.

- Vida útil media (5-10 años). - Vida útil muy grande (20-30 años).

- Coste de operación medio. - Coste de operación bajo.

- Valor residual pequeño. - Valor residual grande.

- Capacidad de cazo hasta 26 m'. - Capacidad de cazo hasta 50 m3.

- Grandes fuerzas de excavación. - Pluma rígida y ángulo de ataque del cazo fijo.

- Variación del ángulo de ataque del cazo. - Tiempo de llenado mayor.

- Mejor llenado del cazo. - Mayor desgaste de dientes.

- Menor desgaste de dientes. - No permite arranque selectivo.

- Sistema de arranque selectivo. - Menos adecuada en terrenos compactos o

- Adecuada en terrenos compactos o malcon repies.

volados.

- Dimensiones medias. - Grandes dimensiones.

- Centro de gravedad próximo al eje de giro. - Centro de gravedad delante del eje de giro.- Contrapeso pequeño. - Contrapeso grande.- Relación peso/tamaño de cazo pequeña. - Relación peso/tamaño de cazo elevada.- Absorbe mal los esfuerzos en la carga. - Absorbe bien la fatiga.- Menor duración de la máquina. - Mayor duración del equipo.- Velocidad de traslación más elevada. - Velocidad de traslación pequeña.- Orugas de tipo medio. - Orugas de tipo pesado.

- Capaces de remontar rampas del 60% y - No puede operar en pendientes mayoresoperar en pendientes del 18%. del 5%.

- Tipo de cazo ancho. - Tipo de cazo estrecho.

- Reduce la visibilidad durante la carga. - Aporta buena visibilidad al equipo durante lacarga.

- Precisa mayor enegía disponible. - Mejora la penetración.- Mejora el factor de llenado. - Produce mayor esponjamiento y peor grado

de llenado.El control de apertura reduce el desgaste en -. Se controla peor la descarga aumentando ella carga de los volquetes. desgaste de la caja de los volquetes.

75

TABLA IV

TIPO DE MATERIAL BLANDO MEDIO DURO MUY DURO

CAPACIDAD DEL CAZO P 1133 P 1.23 p 1.15p

1.13

C (m3) C 117 / C 71) so { 31

P (m3/h)

TABLA V

TIPO DE MATERIAL

BLANDO MEDIO DURO MUY GURO

{CAPACIDAD DELVOLQUETE (t) 6-11 C 5, 5-9 C 4, 5-8 C 4-7 C

C (m3)

6.1.1. Determinación del cazo Esta potencia instalada se reparte aproximadamente enlos distintos mecanismos de la siguiente forma:

En la Tabla IV se determina el tamaño del cazo enfunción del tipo de material y de la producción. Elevación: 45%

Giro: 18%Empuje: 14%Traslación: 23%

6.1.2. Capacidad de los volquetes

La excavadora debe cargar el volquete con un númerode ciclos comprendido entre 3 y 6. 6.1.5. Altura de banco

En la Tabla V se determina la capacidad del volquete, La altura de banco óptima se determina a partir de laexpresada en toneladas, en función del tipo de material siguiente ecuación:y tamaño del cazo. ,

H(m)=10+0,2.C(m).

6.1.3. Peso

El peso de la excavadora puede definirse a partir del 6.2 . Selección de modelostamaño del cazo "C".

Una vez definidas las características básicas de laPeso (t) = 37 . C (m). máquina: peso, potencia y tamaño del cazo, así como

la dimensión del equipo de transporte y la geometríadel banco más adecuada, se pasa a la petición de

6.1.4. Potencia ofertas técnico-económicas a los fabricantes y/odistribuidores.

La potencia total instalada se estima a partir del tamañodel cazo "C". Con la documentación recibida se prepara un cuadro

resumen, que permitirá evaluar las diferencias prin-Potencia (kW) = 80 . C (m3). cipales entre los modelos preseleccionados.

76

puntos que deben estudiarse son: 7. Tendencias y nuevos desarrollosistema eléctrico.Sistema de empuje del brazo. Hasta los años 70 las excavadoras de cables constituían

Mecanismo de traslación.las máquinas de carga por excelencia en la minería a

Cazo.cielo abierto, principalmente en la gama de 8 a 15 m3.Sin embargo, esta situación privilegiada se vio alteradaintensamente en la década de los 80, debido a dos

3.1. Sistema eléctrico factores:

.y que analizar los siguientes parámetros: - Falta de crecimiento de los volquetes que se man-

Potencia disponible. tuvieron hasta el final de la década en las 150 t,como capacidad más utilizada.

Control de la potencia.Fiabilidad. Fuerte penetración de un equipo muy competitivo,

Facilidad de mantenimiento. la excavadora hidráulica, con tamaño de cazo de

Eficiencia del sistema.hasta 25 m3 y con una mejora incesante de lafiabilidad.

Factor de potencia.Precio del sistema. Esto ha hecho retroceder apreciablemente la cuota de

penetración de las ventas de las excavadoras, Fig. 48,

.2.2. Sistema de empuje del brazo estando el mercado occidental ocupado en la actualidadpor solo tres fabricantes americanos: Bucyrus Erie, P &

;e estudiarán los pros y contras de los dos sistemas H y Dresser-Marion.isponibles:

Cables.

Piñón y cremallera. 140130

=n la actualidad existen tres fabricantes occidentales de tn 120excavadoras mineras de cables, dos de los cuales 4itilizan el sistema piñón y cremallera y el de cables el oo 11 EXCAVADORAS.estante . o 00 - DE CABLES Ix)

92Q 90 86 89 6 8,5m3

80

6.2.3. Mecanismo de traslación w 70 6s 6s 6s60

Se deben comparar los siguientes factores: 0 55(t 50-w 43 40

- Tipo de accionamiento. 240- 34Z 30 26 33-- Potencia disponible.

2 16 20 EXCAVADORAS- Anchura de zapatas. lo HI AULICAS ')

Velocidad de traslación.1978 79 1980 81 82 83 84 1985 86 87 88

AÑO(1) ESTIMACION DEL FIRST BOSTON ( 1979-84)

6.2.4. Cazo (2 ) ESTADISTICAS DE LA CIMA

Figura 48- Ventas anuales de excavadoras.En el cazo deberá tenerse en cuenta los siguientespuntos:

- Capacidad dei cazo. Además, por las razones apuntadas anteriormente, sólo- Anchura. son competitivas las máquinas con un cazo igual o- Altura. ' superior a 14 m3, con lo cual los modelos disponibles,- Profundidad. para los tres fabricantes, se reducen a diez.- Relación Peso/Capacidad del cazo.- Tipo de dientes. Dado que en las explotaciones mineras más grandes el- Sistema antidesgaste. tamaño de volquetes implantado en la actualidad son los

77

de 200 a 250 t, la excavadora de cables con cazos de20 a 25 m3 dispone, por el momento, en esos proyec-tos mineros de larga duración, de una mayor fiabilidady futuro que la excavadora hidráulica de esos tamaños,ya que estas últimas se encuentran en fase de experi-mentación e introducción. Las excavadoras de esostamaños se reducen a siete modelos.

Si los volquetes crecen a corto plazo hasta alcanzar las300 t, existe un fabricante que tiene un modelo de40 m3 que sería idóneo para esta capacidad.

Las innovaciones incorporadas pueden concentrarse enlos siguientes puntos:

- Sistema eléctrico.- Sistema de traslación y tambores enrolladores.- Cazo. Figura 49.- Tambor enrollados del cable de alimentación.- Microprocesadores.

7.3. Diseño de los cazos7.1. Sistema eléctrico

Se ha progresado en el diseño de los cazos, pasandoSe observa una aceptación amplia del sistema de del convencional o cúbico al nuevo con forma trapezoi-control de frecuencia debido a las siguientes ventajas: dal, Fig. 50.

- Mayor potencia instantánea disponible, propor-cionando una mayor aceleración y velocidad en losmovimientos de la máquina, traduciendose en unareducción del ciclo de trabajo y en una mayorproductividad.

- Disminución del mantenimiento. Los motores decorriente continua se sustituyen por motores dealterna más simples, fiables y compactos.

- Menor consumo de energía.

- Mejor factor de potencia.

- Mejor disponibilidad, permitiendo fluctuaciones de latensión entre un + 10% y un - 30%.

Figura SO.- Comparación de las secciones de un cazo convengo

7.2. Sistemas de traslación y tambores nal y otro nuevo con forma trapezoidal.

enrolladoresCon los cazos trapezoidales introducidos recientemente'

Se ha impuesto la instalación de uno o dos motores en se consiguen mejores factores de llenado, un aumentola parte trasera del tren de rodaje. El accionamiento de la relación volumen de carga/peso del cazo y unosindependiente con un motor en cada oruga favorece la tiempos de carga más reducidos.maniobrabilidad de la máquina.

A título de ejemplo, se reproduce en la Tabla VI losEn los últimos años se ha podido observar una mayor resultados obtenidos en una mina americana en la queutilización de tambores enrolladores motorizados del se compararon cazos de la misma capacidad perocable de alimentación, Fig. 49. distinta configuración.

Su empleo conlleva las siguientes ventajas: facilita las Como puede observarse , en este caso se llegaron amaniobras de la máquina y elimina la necesidad del obtener producciones horarias hasta un 21,5% mayorespeón de cable. que con excavadoras montando cazos convencionales.

78

TABLA VI

DISEÑO CONVENCIONAL DISEÑO TRAPEZOIDAL

Tamaño del cazo (m3) 20,6 20,6

Capacidad real de carga con factor dellenado , % (m) 17,5 (85%) 20,6 (100%)

Carga media de material(Toneladas de material con densidad1,8 t/m3) (t) 31 37,8

Tiempo de ciclo estimado (s) 30 29

Número máximo de ciclos por hora 120 124

Tonelaje máximo cargado 3.780 4.598

Disponibilidad estimada 0,85 0,85

Factor de eficiencia 0,75 0,75

Producción horaria (t/h) 2.409 2.931(21,6% mayor)

7.4. Microprocesadores - Controlar la producción en tiempo real.- Monitorizar los parámetros de la operación: tiempos

Las excavadoras de cables no han podido sustraerse a de ciclo, potencia utilizada, etc.la utilización de la informática, habiendose incorporado - Controlar el sistema de engrase automático.microprocesadores que permiten llevar a cabo lassiguientes funciones: - Permitir la detección de averías.

79

8. Bibliografía

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80

CAPITULO III

excavadoras hidráulicas

Introducción para la ape rtura de zanjas y cimentaciones, demoli-ción de estructuras, etc.

.a excavadora hidráulica apareció en Alemania en losños 50 como equipo de movimiento de tierras para la N

Opertura de zanjas . 30 ----------- ----- ----- -----------

� I

a stas

----

máquinas constaban en su origen de un chasis °w EXCAVADORAS

on dos ejes provistos de neumáticos, un eje de giro ó I HIDRÁULICASy J , 1.955 I __

superestructura , donde iban colocados el motor diesel , ó ------ ---------S— --- --EXCAVADORASis bombas hidráulicas y el anclaje de la pluma . La DE CABLES

inemática del equipo trataba de reproducir los movi-cientos de la excavadora de cables , Fig. 1. W I -------- ---------

PALAS DE RUEDASJ Í I

Í Í

1940 50 60 70 60AÑO

Figura 2 .- Evolución de las ventas de las máquinas demovimiento de tierras.

�.

2. Tipos de unidades

Existen principalmente dos configuraciones básicas deexcavadoras hidráulicas:

0 % - Frontales, Fig. 3

- Retros , Fig. 4.

La diferencia de diseño entre estas unidades se centraen el sentido de movimiento de los cazos y en lageometría de los equipos de trabajo . Normalmente, los

Figura 1.- Diseño original de la excavadora hidráulica . fabricantes las ofrecen en las dos versiones.

Durante la operación , los dos diseños difieren fundamen-_ n aquella época se construyeron tres clases de talmente en la acción de excavación y perf il de trabajo.quipos : uno retro y dos frontales. El equipo retro eraaccionado por dos cilindros hidráulicos y el ángulo de la;uchara con el brazo era variable manualmente. Los-quipos frontales disponían de unas bielas ajustablesfue formaban un paralelogramo deformable.

_ste tipo de máquinas alcanzó una gran aceptación, ym los años 60 ya se disponía en el mercado deinidades de 14 t sobre ruedas y de 44 t sobre orugas.

)esde la década de los 70 hasta nuestros días, en losmovimientos de tierras , en obras públicas y en minería ,as palas cargadoras y las excavadoras hidráulicas hanJo sustituyendo a las excavadoras de cables , dejándo-as relegadas al sector de las grandes explotaciones a •a:ielo abie rto . Esta tendencia a la baja se vió acrecen-ada en los años 80 , debido a la evolución y desarrollo Figura 3.- Equipo frontal.fe las excavadoras hidráulicas , Fig. 2.

-as excavadoras hidráulicas constituyen en la ac- Las unidades más habituales tienen las siguientescaracterísticas:

ualidad , tras haber alcanzado su madurez, unquipo alternativo de excavación y carga , tanto enas explotaciones mineras como en las obras pú- Excavadoras retrosMicas , al mismo tiempo que los modelos más)equeños , son unas máqúinas auxiliares insustituibles - Capacidades de 2 a 25 m3.

81

- Potencias desde 300 HP (224 kW) a 2.400 HP(1.790 kW).

- Pesos en operación desde 50 a 425 t. °W•oo

Excavadoras frontalesRETRO

- Capacidades desde 2 a 30 m3. g30O FRONTAL

- Potencias desde 300 HP (224 kW) a 2.400 HP W(1.790 kW). ó20 . a

- Pesos en servicio desde 52 a 425 t.

2 • 6 6 b a K 16 0 20 22 23-L LCAPACIDAD NOMINAL DEL CAZO (m»)

Figura 5 .- Relación entre el peso en operación y la capacidadde cazo.

Velocidades de rotación elevadas , de 2,5 a 5 r.p.m.,i; `•`1 y, por consiguiente , ciclos de carga pequeños.

`' i ----= - Fuerzas de penetración y de excavación elevadas,permitiendo el arranque directo de materialescompactos y un mejor comportamiento que lasexcavadoras de cables ante la presencia de repíés.

Versatilidad para orientar el cazo en el frente deexcavación , por lo que son muy adecuadas para

Figura 4.- Equipo retro . efectuar una explotación selectiva, Fig. 6.

3. Características básicas y de di-seno

Las principales características de las excavadoras :'hidráulicas son: , .�

- Diseños compactos y pesos relativamente reduci-dos en relación a la capacidad de los cazos,Fig. 5.

- Gran movilidad y flexibilidad en la operación,especialmente en la versión diesel , con velocidadesde desplazamiento de hasta 2 ,4 km/h . Figura 6.- Arranque directo de forma selectiva.

- Elevada luz del chasis inferior sobre el suelo, delorden de 0,5 a 1 m, lo que facilita sus desplaza- - Buena penetración y factor de llenado del cazomientos sobre terrenos de baja capacidad portante debido a la continua evolución del diseño de éstos.o mal acondicionados.

- Reducidas presiones específicas sobre el terreno , de - Reducción de los daños causados en la caja de los0,09 a 0,2 MPa. volquetes , por el mayor control en la descarga de

los cazos, alcanzándose una buena distribución y- Excelente posicionamiento de las máquinas gracias reparto del mate ri al.

al accionamiento independiente de las orugas.- Exigen poco espacio para operar , constituyendo el

- Capacidad para remontar pendientes de hasta el equipo ideal en la excavación en trinchera de80% y posibilidad de realizar la operación con- carreteras , fondos de cortas, alimentación de equí-tinuada en pendientes del 60%. pos móviles , etc., Fig. 7.

82

Facilidad de desplazamiento e instalación en obra,��; ,�• �, ; `y- . . por lo que es adecuada en el sector de movimientos

de tierras.

`�', y„ \ `� \ a I.oo RETRO RONTALZ

Figura 7.- Alimentación a una machacadora móvil. o z . s e a m »L .1. w za á nCAPACIDAD NOMINAL DEL CAZO (nr)

Figura 8.- Potencia instalada en función del tamaño del cazo en

- Menor necesidad de empleo de máquinas auxiliares excavadoras frontales y retros.

en el tajo de carga, si se compara con la ex-cavadora de cables. Las partes principales de una excavadora hidráulica

- Moderado consumo de energía, debido a la pe- pueden agruparse de la siguiente forma:queña potencia relativa instalada y al grado de 1. Chasis y tren de rodaje.eficiencia alcanzado, Fig. 8. 2. Superestructura, planta motriz y sistema hidráulico.

- Vida útil media de 25.000 a 35.000 h, por lo que su 3. Equipo de trabajo.uso resulta muy atractivo en proyectos mineros detipo medio y pequeño.

En la Fig. 9 puede verse la ubicación de los citados- Costes de operación e inversión medios. componentes y de otros elementos constitutivos.

Cilindro brazo

R.fdaefeoidn egu . Cilind ro cuchara

Motor Bloque &a mando

oepeahoe.combultibls

Coeteap..e

Anaw hwnu0e9

I Cilindro.�omlw. hbraullca• pluma

bE�G

•,. <) Cuohan..n 1brng.ndor ae.R. Rwda

., guM eonf temor Cilindro op.riure

cuchara

/7

Cenen. a giro

£"mat . Y motor Eaatldor omgem.unlamouauaeron

Rwa motrtEneron.N. motory tren a giro

Figura 9.- Componentes principales de una excavadora hidráulica.

83

3.1. Chasis y tren de rodaje

3.1.1. Chasis t

El chasis tiene por misión transmitir las cargas de lasuperestructura al tren de rodaje .

Los chasis para trenes de rodaje de orugas estánconstituidos , Fig. 10, por una estructura en forma de Hque aloja en su parte central la corona de giro y vaapoyada y anclada en los carros de orugas. 1

�.

Figura 11.- Chasis para dragado.

3.1.2 . Tren de rodaje

El sistema de traslación responde a tres funcionesbásicas:

!.. �,. r H - Constituye una plataforma de trabajo estable.- Soporta los movimientos de la máquina, per-

Figura 10.- Chasis sobre orugas . mitiéndola girar durante la traslación.

- Aporta al conjunto movilidad y capacidad paraLas ventajas del chasis de orugas sobre el de neumáti- remontar pendientes.cos son : Los sistemas existentes son: orugas y neumáticos.- Mayor tracción sobre el suelo.- Menor presión sobre el terreno . A) Orugas- Mayor estabilidad.

- Menor radio de giro . El tren de rodaje , Fig. 12, está formado por los siguien-tes componentes:

Los chasis sobre neumáticos disponen de esta- - Cadenas de tejas ensambladas por bulones ybilizadores que apo rtan : casquillos sellados.

- Tensores de cadena.Rigidez al conjunto , no dependiendo de la flexibili - Rodillos guía.dad del neumático.

- Ruedas guía.Mayor estabilidad . - Rueda motriz.

Absorción por parte del chasis de esfuerzos ysacudidas .

Supresión de esfuerzos por fatiga sobre los ejes yfrenos.

- Nivelación del equipo en terrenos irregulares.rf

A veces los dos estabilizadores de un eje están sus-tituídos por una hoja de bulldozer que cumple la mismamisión.

La superestructura de la excavadora hidráulica puedemontarse sobre otros tipos de chasis , según los reque-rimientos del trabajo , como en el caso de dragado,Fig. 11 . Figura 12 .- Tren de rodaje sobre orugas.

84

Existen tres tipos básicos de orugas, conocidos genéri- La presión transmitida al terreno se calcula mediante lacamente por: siguiente expresión:

- Estandard.

- De baja presión. Pw

- Reforzados. 2 . N . [L + 0,35 . (M-L)1

La selección del tipo de rodaje debe hacerse enfunción de dos grupos de factores: condiciones del donde:trabajo a realizar y condiciones del terreno sobre elque se apoya. W = Peso en operación de la máquina.

El ancho de las tejas o zapatas, como regla gene- L = Longitud entre las ruedas guía.

ral, debe ser lo más estrecho posible para conser- M = Longitud de las orugas.var al máximo las cadenas y otros componentes

N = Anchura de las orugas.del rodaje.

Existen varios tipos de tejas, Fig. 13, para adaptarse alas distintas condiciones de trabajo: En el tren de rodaje se deben estudiar y tener en

cuenta tres factores:La zapata de dos garras profundas está indicada paralas unidades frontales, ya que tienen que soportar las - Longitud de las orugas en contacto con el suelo ygrandes fuerzas de empuje de las máquinas. anchura de las mismas, para proporcionar al

conujunto flotabilidad.La zapata de tres garras proporciona menos presión alterreno y se usan, normalmente, en los equipos retro. - Anchura y longitud del tren, así como posición

relativa del mismo, para conseguir un reparto demasas adecuado que proporcione al conjunto es-tabilidad.

Número y forma de las garras de las zapatas paraconseguir la tracción óptima.

Cada cadena está equipada generalmente con unmecanismo de traslación independiente, constituido porun motor hidráulico de pistones axiales, un reductorplanetario y un freno, Fig. 15.

Las características de diseño más importantes son: elesfuerzo de tracción, la pendiente máxima remontable y

Figura 13.- Tipos de zapatas. la velocidad de desplazamiento.

ao _LIEBNERR '�� h

0 0

l� L �,l I�NsM

Figura 14.- Dimensiones características del tren oe orugas.

85

i t

exterior o interior sobre el que actúa el piñón final delmotor hidráulico de accionamiento, Fig. 17.

MOTOR

eMIORAULICO

e ® s

REDUCTOR PLANETARIO

Figura 15.- Accionamiento de una oruga.

B) Neumáticos

Las unidades con peso operación inferior a las 30 t Figura 17.- Coronas de giro con cojinetes de rodillos y deenoneumáticos, utilizándose estos

bolas.pueden montarseequipos en los trabajos auxiliares debido a su granmovilidad.

Existen dos pistas de giro que están fijadas una alEn el montaje sobre neumáticos se pueden utilizar tres chasis inferior y otra a la superestructura.tipos de transmisión: mecánica, hidrostática y mixta.

Cuando la corona lleva el dentado interior, la pistainterior se fija al chasis inferior y la pista exterior a lasuperestructura, y viceversa en el caso de dentado

3.2. Superestructura exterior.

La superestructura es un conjunto formado por dos El motor de giro transmite la potencia a través de un

vigas cajón y un conjunto de módulos adosados que piñón que actúa sobre la corona de giro, Fig. 18. En

deben absorber los esfuerzos transmitidos por el equipo los modelos de más de 200 t este accionamiento es

de trabajo en la excavación y la aceleración producida doble.por el giro, estando unida al chasis mediante la coronade giro, Fig. 16.

Figura 16.- Superestructura.

La corona de giro es el elemento de la excavadora quepermite la rotación de la superestructura, con relación alchasis inferior que permanece fijo sobre el suelo. Figura 18.- Piñón del motor de giro en contacto con la corona.

La corona de giro está formada por un cojinete de Sobre el bastidor de la superestructura se encuentranbolas, de rodillos o mixto, que dispone de un dentado los siguientes elementos, Fig. 19:

86

220 V CA7 4

ARMARIO DEV 3 TRANS.8i ! MOTOR DSTRIBUCION RREECRTIFICA-

Q

�• C 24 V. CC

31101220V

ANILLOS COLECTORES-�--:" A7+ - - - - I TRANSFORMADORI CAJA DE CONEX

69 kV 6.6 kv

tot̂ I c 6 �r ; Figura 20.- Esquema eléctrico de alimentación de una excavadora

hidráulica.

El mayor inconveniente del accionamiento eléctricoestriba en la reducción de movilidad de la unidad. Pararesolver este problema puede acudirse a: un tambor

1. Unidad motriz enrollador de cable, un Power-Pack provisto de motor2. Reductor diesel para accionar de forma hidráulica, exclusiva-3. Bombas mente, los motores de tracción y un grupo motogenera-

4. Depósito de aceite hidráulico dor móvil. ct5. Depósito de combustible Las ventajas del accionamiento eléctrico se traducen en6. Radiador las menores exigencias de:7. Enfriador del circuito hidráulico 0- Energía, un 36%8. Distribuidores9. Motores y reductores de giro - Repuestos, un 10%

10. Cabina. - Mano de obra de mantenimiento, un 40%

Figura 19.- Elementos instalados sobre la superestructura. Los motores diesel funcionan a régimen constante ybajo nivel de revoluciones, con lo que se consigue unamayor duración de éstos.

Para mayor profundización sobre los motores diesel, se3.3. Accionamiento aconseja la lectura del Capítulo 18.

Las unidades pequeñas y las que se emplean en Las unidades con menos de 125 t van provistas de unmovimiento de tierras van accionadas por motores solo accionamiento, mientras que las mayores puedendiesel , mientras que la progresiva aplicación de disponer de uno o dos. Las ventajas de un solo motorestas máquinas en explotaciones mineras ha propi- son las siguientes:ciado el empleo de unidades accionadas eléctrica- - Menor consumo de gas-oil.mente.

- Disposición más simple en la superestructura.

Las ventajas del accionamiento eléctrico son: - Mayor accesibilidad y facilidad de servicio, yMenores costes de operación por disminución del

Menor consumo, 0,35 kW/t frente a 0,1 Itt, referido número de componentes.a toneladas excavadas.

- Menor coste de mantenimiento y de repuestos. 3.4. Sistema hidráulico

Menores tiempos muertos por repostado y cambios Los elementos más importantes de un circuito hidráulicode aceite y filtros. son el depósito, las bombas, los distribuidores y los

receptores, motores o cilindros.Menores niveles de producción de ruido. La potencia hidráulica se puede calcular a partir de la

- Mayor seguridad y disponibilidad mecánica, yfórmula:

Caudal (Useg) . Presión (Pa)- Eliminación de la pérdida de potencia con la altitud.

P (kW)450

87

La mayoría de los fabricantes utilizan en el circuito V _ Z . D2 . n . Suna presión de 30 MPa, debido a que a una mayorpresión se precisa un menor caudal de aceite, 4consiguiéndose cilindros y motores hidráulicos máspequeños y ligeros . siendo:

El motor diesel o eléctrico , acciona las bombas hidráuli - Z = n2 de pistones.cas a través de un reductor para ajustarlas a unrégimen de revoluciones adecuado , Fig. 21.

El volumen bombeado es:

Bomba de rotoción e Q = V . n,

donde:<<III(, , n = r.p.m. de la bomba.

• A mayor ángulo de inclinación corresponde mayorcarrera del pistón y , por consiguiente, mayor caudal. De

o esta forma se puede variar la presión (fuerza) y elQ caudal (velocidad), utilizando toda la potencia hidráulica

disponible en cada situación, produciéndose un aumentode presión cuando aumenta la resistencia e incremen-tando la velocidad cuando disminuye dicha resistencia.

Mecanismo de Los bloques de mando o distribuidores reparten el aceite1 accionamiento hidráulico entre los diferentes mecanismos. En la

traslación y en el giro se utilizan , normalmente , motoresBombas de trabajo de pistones axiales, de caudal constante.

Figura 21.- Conjunto reductor y bombas..Los cilindros hidráulicos se encargan de efectuar los

Las bombas son, en la mayoría de las máquinas , demovimientos del equipo de excavación , Fig. 23:

pistones axiales, que proporcionan un caudal variable,Fig. 22.

r r tr

_ `. Figura 23.- Sección de un cilindro hidráulico.

La potencia hidráulica se utiliza para mover el equipo deEJEtrabajo, que incluye la pluma, el brazo y la cuchara, la

corona de giro y los motores de tracción . En algunasRsraN operaciones el giro y la actuación del equipo de ex-

cavación deben estar coordinadas , lo que significa queCUERPO DE el caudal necesario debe llegar a cada elemento en elWMea tiempo preciso para conseguir ciclos de trabajo suaves

Figura 22.- Sección de una bomba hidrostática de caudal variabley rápidos.

con angulación del cuerpo de bomba. El equipo de excavación y el mecanismo de giro debenoperar con fue rza y velocidad óptimas, concentrando los

Los parámetros de diseño característicos son: caudales en el equipo cuando sólo funcione éste.Igualmente , no debe producirse una disminución de la

El recorrido del pistón: presión cuando se traslada o se gira.

S = D . sen a. Las tres condiciones que debe cumplir un circuitohidráulico son:- Disponer de toda la potencia útil en el equipo de

El volumen de la embolada excavación durante el arranque.

88

- Distribuir la potencia entre el equipo de excavación aumento de demanda entre bombas y motores. Lasy el de giro cuando actúan simultáneamente , como válvulas evitan que un motor absorba el caudal de lassucede en el movimiento del cazo lleno para efec- tres bombas , cuando una oruga patina . En el conjuntotuar su descarga . equipo de excavación - motores de tracción , un circuito

independiente proporciona la máxima fuerza en cada- Enviar la máxima potencia a los motores de tracción elemento , Fig. 27.

cuando se traslada la excavadora en terreno blandoo se requiere velocidad en terreno duro.

Existen tres tipos de circuitos : serie, paralelo e indepen-diente , Fig. 24.

Figura 26.- Circuito mixto.

INDEPENDIENTE PARALELO SERIE

Figura 24.- Tipos de circuitos.

Para trabajar sólo con el equipo de excavación , el mejorsistema es en serie . Son posibles todos los movimientosy cuando un elemento no se usa, el aceite pasa al Figura 27.- Circuito independiente.siguiente.

Para mover el equipo de excavación y el giro , simultá- Los fabricantes han adoptado diferentes soluciones yneamente , el mejor sistema es el circuito independiente , entre ellas se representa una en la Fig. 28.Fig. 25 , o el sistema en serie siempre que exista unaválvula de demanda ajustada a los requerimientoscombinados.

A ECU ;!13 5

5 A

cm[ P2�3 K L

CM[ pol, FI Fr >< EC11

Figura 25.- Circuito independiente. --

Esto es debido a que con un circuito en serie normalno se puede conseguir la potencia máxima en cada ><punto de manera simultánea , situación que se requiere - - 'con el cazo lleno , al izarlo y girarlo . Además , la deman - Bombas principales Bomba de Bomba de giroda de los elementos hidráulicos de los equipos de medidatrabajo y de giro son diferentes, y requieren distintas A - Pluma L - Cucharacombinaciones de caudal y presión simultáneamente . S - Brazo FI - Oruga izquierda

K - Cuchara 4 en 1 Fr - Oruga derecha

Con un circuito en paralelo , el equipo de excavación se Figura 28.- Esquema de circuito hidráulico.pararía al girar y viceversa , ya que el aceite seguiría elcamino de menor resistencia.

Para el sistema de traslación , un sistema adecuado es una . En el esquema simplificado pueden verse las bombascombinación del circuito paralelo e independiente , Fig. 26 . del equipo de trabajo y sus bloques de mando. Cada

bloque consta de cuatro segmentos para efectuar losCada bomba suministra todo su caudal a cada motor y movimientos de los trenes de rodaje izquierdo y dere-una tercera bomba actúa para compensar cualquier cho, de la cuchara , de la pluma y del brazo.

89

�+.

El circuito hidráulico del mecanismo de giro es indepen- Una de las ventajas de este sistema es que el tiempodiente. de respuesta es muy pequeño.

En la Fig. 29 puede verse la curva de regulación de lasbombas. La curva (1) resulta cuando trabajan lasbombas del equipo de excavación. Si es necesarioutilizar el giro, se disminuye el rendimiento de las contador de impulsosbombas del equipo de trabajo y se sigue la curva (2). MandoAntes de alcanzar la presión máxima se produce un elec-corte. evitándose un calentamiento excesivo del aceite. irónico

350r�-I bombas de trabajo

ec - - - amortiguadorz I� ispositivos_sc =w ! automáticosá IQ de se urída

11-170-t - ------I --f----a-1 - --�- Figura 30.- Regulación electrónica.150

�-133-+--�-}---- - i-�---�r----+----T--- ]

3.5. Cabina• � � l ; �=� -J ----- La cabina tiene una gran influencia indirecta en el

rendimiento de las excavadoras, siendo necesario que156 368 470! I

KI i sean funcionales y confortables.100 200 300 400 500 600 700 800

CAUDAL PROPORCIONADO POR LAS BOMBAS (t/min.) La posición de la cabina suele establecerse en el lado1O 4 BOMBAS BAJO CARGA izquierdo de la máquina, debido a que el operador tiene

CIRCUITO EN CARGA MAXIMA mayor facilidad para posicionar rápidamente el volquete,O PRESION DE CORTE por encontrarse ambos operadores en contacto visual,

Fig. 31.Figura 29.- Regulación por control de potencia.

La cabina ha de situarse con altura suficiente, y acris-El sistema de regulación por potencia límite tiene las si- talado panorámico, disponiendo dentro de ella losguientes ventajas: siguientes elementos principales, Fig. 32.

Utilización máxima de la potencia del motor. - Dos palancas de mando, una de brazo y cazo yAdaptación automática de la potencia hidráulica. otra de pluma y mecanismo de giro.

Ajuste automático del caudal de las bombas. - Palanca de traslación.Eliminación de sobrecargas del motor, al ser instantánea la regulación de las bombas. - Consola que proporciona una información completa

sobre la situación de la máquina.- Disminución del consumo de combustible en el

motor diesel. - Aislamiento de la cabina contra ruido y vibraciones:disponiendo de calefacción y aire acondicionado.

La regulación puede realizarse mediante una bomba - Asiento anatómico.piloto o por regulación electrónica.

En el primer sistema, una bomba de volumen constantey pequeño caudal mide la carga del motor y determinael caudal que suministrarán las bombas principales, 3.6. Equipo de trabajoFig. 28.

En la regulación electrónica, Fig. 30, se controla: elEl equipo de trabajo está constituido por los siguienteselementos:

acelerador del motor, las revoluciones y la temperaturadel motor. - La pluma.

Analizando el esfuerzo, el sistema hidráulico se adapta - El brazo.

a la potencia máxima del motor. - El cazo.

90

�oÓ� p� :0:00°0�. •�;�pp,a • � óaQ•

!�i... • , aooOo

Quo c .,•°.o�Yu•

Figura 31 .- Influencia de la posicion oe la caoma sobre la vislon del operador.

PROTECTORDE CABINA PARASOL

ONTROL DE LAPLUMA Y GIRO

I

LIMPIAPARABRISAS .

CONTROL DELCAZO Y BRAZO

INDICADOR DEINSTRUMENTOS

IIPANEL DE INSTRUMENTOS

CONSOLA DE CONTROLCONTROL DE DESPLAZAMIENTOY DIRECCION I

qPARADA DE EMERGENCIADEL MOTOR DIESEL /

RADIO

ASIENTO DELOPERADOR

Figura 32.- Cabina.

La pluma y el brazo están constituidos por elementosestructurales de tipo cajón, para resistir las tensionesy torsiones que se originan durante la excavación.

-f- --- Fig. 33.

llí

En las articulaciones de los distintos componentes yen la zona de mayores esfuerzos, se dispone depiezas de acero fundido, Fig. 34. Se utilizan diseñosde los contornos con radios grandes en las unionespara disminuir las concentraciones de tensiones.

Los equipos básicos de trabajo son , como ya se haFigura 33.- Estructura de la pluma indicado , los siguientes : frontales , retros y bivalva.

91

• _r

Figura 3a- Detalle de la aniculacion del brazo.w

�®

3.6.1. Equipo frontalSe compone de la pluma, y el brazo con el cazo en su Figura 35.- Equipos frontales.extremo, Fig. 35.

La fuerza de penetración se consigue mediante uno odos cilindros hidráulicos del brazo y la fuerza de ex- El cazo de descarga por volteo sólo se utiliza en casoscavación por medio de otros cilindros en el cazo. El especiales: escorias calientes o materiales muy abrasi-movimiento vertical se realiza gracias al accionamiento vos. Las ventajas que aporta este diseño son:hidráulico de la pluma. - Mayor capacidad.Los cazos pueden ser de dos clases:

- De descarga por volteo. - Menor peso.

- De descarga por el fondo. - Menores costes de mantenimiento.

Foto 1.- Excavadora hidráulica frontal.

92

�9. �-- X810Ygwfllw ufwwawa

Ú

Figura 36.- Operaciones auxiliares que es posible reai, zar con una excavadora hidráulica,

r el contrario , los inconvenientes que plantea son:

El cazo , para descargar , debe ser elevado a mayor ; •'°altura , por lo que el ciclo de carga es mayor y se i

cproducen daños en la caja de los volquetes.

La descarga es menos precisa.Se requiere balancín en la cuchara . ' .. o

tipo de descarga por el fondo , tiene las siguientesntajas:

Mejor control de la carga , debido a :

a) El cazo deposita la carga más cerca de la cajadel volquete , dejando caer el material fino queamortigua el impacto de los tamaños mayores.

b) El último cazo puede extenderse sobre la caja.Figura 37 .- Equipo retro.

c) Mejor posicionado de la carga , especialmente en La pluma puede estar constituida por una pieza mono-camiones pequeños . bloque o por dos, Fig . 38, admitiendo en éste último

caso distintas posiciones de unión.d) Menor pérdida de material sobre los laterales de

la caja.

Ciclos de trabajo más reducidos.

a) El posicionado del cazo y su descarga son másrápidos , con unos tiempos de ciclo un 15% másco rtos.

b) Con materiales húmedos y pegajosos se produ-ce una mejor salida del material.

c) Se requiere una menor elevación de la pluma.

- Mayores fuerzas de penetración y excavación. `� ^ c

- Mayor versatilidad . Puede manipular grandes bolosde material y limpiar el tajo de carga , Fig. 36.

3.6.2. Equipo retro

Se compone de la pluma , el brazo y el cazo, articuladosentre sí y accionados mediante cilindros hidráulicos,Fig. 37. Figura 38.- Tipos de plumas.

93

La pluma mono-bloque tiene las ventajas de ser más - La densidad admisible en el material a excavar.ligera y tener un precio menor, mientras que la plumade dos piezas, permite variar el alcance y la fuerza de - La resistencia máxima a la penetración.excavación.

Para un mismo modelo de máquina se pueden elegir 3.6.3. Equipos bivalvaplumas y brazos de diferentes longitudes, lo que incidesobre las siguientes variables: Estos equipos se destinan a la manipulación de

materiales sueltos próximos a la máquina y por debajoAlcance del equipo. de su nivel. Existen dos diseños básicos: en el

primero, se dispone de un cilindro central que permiteProfundidad de excavación. aprovechar la potencia y el peso de la máquina para

- Longitud de pasada en el fondo de excavación. hundir y cerrar las dos valvas en el material y, en elsegundo, existen unas pinzas multigarras accionadas

Altura de descarga, y cada una de ellas por un cilindro independiente, porlo que se adaptan a las formas irregulares del

Capacidad del cazo. material a manipular.

Estos equipos pueden montarse en el extremo de unaUna vez elegido el equipo se tendrán fijadas: retro, sobre brazos estandard o sobre brazos especiales.

- La fuerza de penetración. En la Fig. 39 pueden verse los distintos implementosopcionales de una excavadora con un peso en servicio

- La fuerza de elevación. de' 85 t.

Figura 39.- Implementos de trabajo.

3.6.4. Equipos especiales 3.6.5. Cazos

A las excavadoras hidráulicas se les puede dotar de una El diseño y forma del cazo influyen en el grado degran cantidad de equipos de trabajo, entre los que cabe llenado del mismo y , por lo tanto , en la produccióndestacar los siguientes : horaria del equipo.

- Martillos rompedores hidráulicos.- Deslizadera con martillo perforador para taqueo. Los parámetros característicos a tener en cuenta son los

siguientes:- Cucharas especiales. Trapezoidales y de terra-

plenes . - Relación anchura/volumen del cazo.- Escarificadores. . - Distancia entre la punta de los dientes y la arti-

- Bolas rompedoras . culación.

- Electroimanes. - Angulos de vuelco y de apertura, y

- Pinzas para madera, etc. - Peso del cazo.

94

La capacidad del cazo puede determinarse, para unángulo de reposo de 2:1, a partir de las siguientesecuaciones:

Frontal , Fig. 41

AV,=F.b,.

b,2 - boa

8 24

siendo:

A = Anchura del cazo.

B = Anhura del corte.

b = Anchura del cazo.

b, = Anchura interior delantera.

`gura 40 - Puntos de aniculac on de cazo de una excavadorab2 = Anchura interior trasera.

tron;ai. F = Area lateral del cazo.

- 13 1.r

F

Figura 41.- Dimensiones características de un cazo de una excavadora frontal.

etro , Fig. 42 Según la aplicación a que van destinados estos equipos,el cazo puede dotarse de diferentes tipos de dientes,

b, + b2 A . b,2 _ b,' con el fin de mejorar su fuerza de excavación, Fig. 43.V = F +

2 8 24 Además de los dientes, deben disponer de labios de---s - gran resistencia al desgaste y de fácil instalación,f+b. i existiendo además otros elementos de protección frente

r A bl a dicho desgaste , Fig. 44.2

o - L'

° 3.7. Cinemática de las excavadorasF

Los factores más importantes que influyen sobre laproductividad de las excavadoras hidráulicas son:

b -b2 a�. - A v. _ - La cinemática.-ami A-b , f- � � 4

- La fuerza de empuje y excavación.

ti, - • El diseño del cazo.,

i - La altura de carga y descarga.Figura 42.- Dimensiones del cazo de una retroexcavadora. - El ángulo de giro.

95

Standard R LP FP RDX y RDXH VIP

HI

r, ; I I

1 C-1

0 4 , � � r t� t r , � `

Material con pe-Tierra vegetal, Suelo pesado y Roca meteorizada netrabilidad me- Roca deteriorada y dura peroarena y grava. hasta roca me- y dura pero arrancable, normalmente volada,

teorizada. arrancable. puesta,descom

puesta, o muybien volada.

Figura 43.- Diseños de dientes recomendados para diferentes clases de materiales.

�� o 0

41

Figura 45.- Cinemática en paralelogramo.Figura 44.- Esquema de recambio de los elementos de desgaste.

Pero también presenta algunos inconvenientes entre losLas primeras excavadoras hidráulicas disponían de una que destacan los siguientes:cinemática que intentaba imitar a la de las excavadorasde cables, constituían la primera generación de máqui- - Se precisan cilindros de mayor longitud, lo quenas que perduró hasta los años 60. A partir de ese implica un mayor caudal con una mayor velocidadmomento se produjo un desarrollo e innovación per- lineal del pistón, pudiendo aparecer problemas demanente con objeto de mejorar el rendimiento y el pandeo del cilindro.consumo de energía.

- Las posiciones de los cilindros hacen que éstos noestén protegidos por el brazo.

La mayoría de los fabricantes utilizan hoy día lacinemática en paralelogramo, Fig. 45, debido a sus - Durante la excavación, la cuchara se ve obligada aventajas: conseguir la posición final, provocándose un mayor

calentamiento del aceite.- Conducción paralela del cazo.- Mayor alcance horizontal.

Aumento de la fuerza de penetración y de excava- En cuanto a la fuerza de penetración "V" en los equiposción. frontales, Fig. 46 es proporcionada por los cilindros de

empuje y por el momento creado por el cilindro del- Mayor ángulo de vuelco del cazo. cazo.

96

----- ------------- -

J�

p Z 90a

tiQ 2

nL„

; so

-

EXCAVADORA HIDRÁULICA

dV 70Fv W X

PUNTO DE60

GIRO

W

k <:r d 50

W Ir 40- EXCAVADORA DE CABLES

30i

�

�

` ` O LL LL

V c20

0 100Figura 46.- Parámetros de cálculo de las fuerzas de penetración DISTANCIA DE AVANCE DEL CAZO

y excavación. Figura 47.- Vanacion de las tuerzas de penetraaon y excavacioncon la posición relativa del cazo.

VF, . a + Rk . b

H H

90° FS

V_ F, . a

H - h (b/c).N

fsiendo:

F, Fue rza del cilindro de empuje .

Rk = Reacción del cilindro del cazo . b T `=

La fue rza de excavación L" en la punta del diente se I FLj,..h

determina a part ir de la fuerza de los cilindros del cazo: I

L Fk c rsm

x•. - L

siendo : Figura 48.- Cinemática del brazo de un equipo retro.

Fk = Fuerza del cilindro del cazo.

Como la distancia "c" es variable , la fuerza de exca- La fuerza de excavación está originada por los cilindrosvación depende del ángulo que forme el cazo en cada de la cuchara, por lo que se tendrá:instante.

La fuerza de penetración y de excavación varía en c e F {función de la distancia de avance del cazo , tal como L = `queda reflejado en la Fig. 47. d r

En los equipos retro la fuerza de penetración es lafuerza alcanzada en la punta del diente y debida alcilindro del brazo , Fig. 48 : siendo:

F, . aRk = , F1 = Fuerza de los cilindros del cazo.

b

donde : En las Fig. 49 y 50 puede verse la correlación entre lafuerza de penetración y excavación y los tamaños del

F, = Fuerza del cilindro del brazo . cazo en los equipos frontales y retros.

97

EXCAVADORARETROEXCAVADORA

1pFRONTAL F. EXCAVACION

x46 Z eF. PENETRAOION 018

N Q

m 42 w F. PENETRACION

F. EXCAVACION 4 Ob E

• o L0,6 é •

op • , Co e Feo e

q4 00.2 •

2 • 6 6 1,0 12 b i6 N 20 22 3CAPACIDAD NOMINAL DEL CAZO ( In3) 2 4 6 • i0 12 N 16 -4

CAPACIDAD NOMINAL DEL CAZO(-'¡

Figura 49.- Fuerza de penetra ci on y excavauon de las Figura 50.- Fuerza de excavauon y penetracion oe ¡asexcavadoras frontales, excavadoras retro.

4. Operaciones básicas y práctica En la versión frontal la excavadora y el volquete están

operativaen un mismo plano de trabajo, siendo éste el sistemahabitual para la extracción de roca fragmentada previa-mente con explosivos y de arranque directo en algunos

En lo relativo a la forma de operar los equipos, en la casos, Fig. 52.Fig. 51 se muestran los perfiles de excavación de unaunidad frontal y otra retro.

1 55 50 45 .0 30 25 20 15 t0 5

1 1 55 30 45 40 35 30 25 20 t5 0 3tq

55 t 2tk

33 tt

50 ,

30 ,.5 M

.51.

IC 1

35 1tSS

tt

SD t70

2525

20

15

10 r tp

S 3t íll 12

3 t0 310

ts 5 /3 s

3) 67

7 2sxi 46

70 3

30 St0

w $7 16 15 1. 13 12 11 10 9 6 7 6 S 4 3 2 l 35 tt

n 55 50 . 5 .0 36 30 25 20 15 10 5w t7 K t u t t tt q 9 T 6 S . 2 1

n . 33 1 t 5

Figura 51.- Perfiles de excavación de un equipo retro y otro frontal de la misma potencia.

98

Con estas unidades sólo se produce la excavación pordebajo del piso en la ejecución de rampas para crear elacceso a un nuevo banco.

El equipo retro sólo realiza la excavación por encima de; su nivel en la preparación del tajo de carga. Normal-

. mente la unidad excava siempre por debajo del nivel deorugas, pudiendo situarse el volquete en el nivel inferioro en el mismo que la excavadora.

Siempre que sea posible es preferible el primer sistema,que proporciona ciclos de carga más cortos, siendo elsegundo obligado cuando el nivel inferior es imprac-ticable debido a materiales blandos, presencia de agua,

F,qura 52.- Equipo frontal etc., Fig. 53.

21,

.'.J.�t � r

.�']r•r„y `y {. -. ..c..rr+e_ -s uy'.. _ \ A

b)

Figura 53.- Equipo retro trabajando con volquetes en distinto (a) y al mismo nivel (b).

1 tiempo de ciclo más pequeño y, por tanto, el máximo Un método para aumentar la productividad del equipo?ndimiento, se consigue cuando el ángulo de giro y la de carga, reduciendo los tiempos de espera de este,levación es mínima, situación que se produce estando consiste en el empleo de dos volquetes por excavadora1 volquete a un nivel inferior de la retroexcavadora. pudiendo situarse a ambos lados o uno en el nivel,demás el rápido posicionado del volquete reduce los superior y otro en el inferior, Fig. 55.empos muertos de la excavadora, Fig. 54.

O O

O Or•

Figura 55.- Empleo de dos volquetes con una retroaexcavadora.

Figura 54.- Posicionamiento de un volquete en el tajo de cargade una retroexcavadora.

99

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Foto 2.- Retroexcavadora cargando un volquete situaco en un nivel interior.

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Foto 3 .- Tajo de una excavadora hidráulica en una mina de carbón ( Pueriollano).

100

5. Aplicaciones volquetes, tal como se ha indicado en el epígrafeanterior y, en ocasiones, con trituradoras móviles

Las excavadoras hidráulicas se utilizan en el arranque descargando el material sobre tolvas.y carga de materiales rocosos de recubrimiento y de losminerales en explotaciones con bancos de altura Las unidades más pequeñas, además de utilizarse comogeneralmente inferior a los 15 m. equipos de producción en algunos casos, son capacesLos equipos mayores en versión frontal son unidades de realizar diferentes operaciones auxiliares, comoalternativas a las excavadoras de cables y tienen cada apertura de rampas, excavación de zanjas y cunetas,día una mayor implantación. Trabajan conjuntamente con etc, Fig. 56.

í

}

PENETRACION + EXCAVACION HOMOGENEIZACION DE CAPAS

�• i

RECOGIDA DE MATERIALES IN SITOLIMPIEZA DE FRENTE DE CORTE

ARRANQUE SELECTIVO NIVELACION DE LA ZONA DE CARGA

Figura 56.- Movimientos que puede efectua, el cazo de una excavadora hidráulica.

101

6. Consideraciones de selecciónEl proceso de selección de una excavadora hidráulicaestá constituido por tres fases:

Definición de las características básicas.

1 Ele::ds:::

ión trabajo.

.

A continuación se describe un sencillo método numéricode selección.

6.1. Definición de las características básicas R�..Los datos de partida son:

La producción horaria que se requiere "P" ex-presada en m3/h.

El tipo de material con que se va a trabajar, quepuede ser: Blando, Medio, Duro o Muy Duro,distinguiendo si es excavable o ha sido previa-mente volado.

La densidad de la roca Figura 57.- Utilización de excavadoras frontales y retros e''la explotación de una capa de carbon replegara

Debido a la amplia gama de movimientos del cazo, lasexcavadoras hidráulicas se utilizan con mucha frecuenciaen los yacimientos de carbón con capas inclinadas y

CARSONestructuras geológicas complejas, ya que pueden ESTERILefectuar eficazmente la limpieza de los hastiales e techoy muro y la propia extracción del carbón, Fig. 57.

Por último, los equipos retros en las minas de carbóncon capas de fuerte pendiente se utilizan, en ocasiones,en el fondo de las explotaciones para conseguir un r . > • oP�`,,;aprovechamiento adicional. Estas operaciones producen -una fuerte dilución del mineral, por lo que deben -- - - - - - - - -- - - - -llevarse a cabo en situaciones muy especiales, Fig. 58. Figura 58.- Aprovechamiento del carbón residual en el fondo

de una explotación.

A partir de estos datos se determinarán:

- El tamaño del cazo "C". 6.1.2. Capacidad del volquete- El tipo de volquete más adecuado para dicha Se supone que la excavadora carga el volquete en un

máquina de carga número de ciclos comprendido entre 3 y 5, en la Tabla

- El Peso aproximado de la máquina "W". 11 se indica el rango de capacidades de los volquetes enfunción del tamaño de las excavadoras.

- La potencia de la misma "P.".

6.1.3. Altura de banco6.1.1. Capacidad del cazo Los equipos frontales admiten una altura de banco queEn la Tabla 1 se determinará el tamaño del cazo "C" en es función del alcance máximo, mientras que lasfunción del tipo de material y de la producción "P" unidades retro se ven limitadas por la altura de la cajaprevista. del volquete.

TABLA 1

TIPO DE MATERIAL BLANDO MEDIO DURO MUY DURO

P 1,33

p

1.23

p

1,15

p

` 1.18

TAMAÑO DEL CAZO (m3)117 71 ) 50 31

P(m'/h)

TABLA II

PESO DE CAPACIDAD DELEXCAVADORA VOLQUETE ( t.) 25 35 40 50 5� 75 85 100 120 130 170HIDRAULICA (t.)

55

70

90

120

200

280

MUY ADECUADO

E ADECUADO

Como reglas simples de cálculo de la altura de banco 6.2. Elección del sistema de trabajose utilizan las siguientes:

Uno de los puntos más discutido es la selección delEquipo Frontal : H(m) = 4 + 0 ,5 . C (m) equipo de trabajo , que precisa un estudio muy cuidado-

so. C

de las condiciones requeridas para llevar a cabo elEquipo Retro : H(m) = 4 + 0 , 1 (m) proyecto.

A continuación se analizan en detalle las diferentes

6.1.4. Peso de la máquinacondiciones de operación.

Existe una buena correlación entre el tamaño del cazoy el peso en servicio de la máquina , pudiendo utilizarsela siguiente expresión : 6.2.1. Posición de la máquina

W(t) = 17 . C (t) El equipo frontal puede operar sobre frentes altos, porlo que es adecuado en la explotación de canteras. Elequipo retro tiene una altura de banco limitada a unos

6.1.5. Potencia de la máquina E ó 6 m, pero tiene ventajas cuando el volquete puedesituarse en el tajo inferior , debido a que el ciclo es más

La potencia media de las excavadoras puede estimarse pequeño por el menor giro y por la menor elevación dea partir de la capacidad del cazo mediante la expresión : la pluma . Otra ventaja se presenta cuando el banco

inferior se encuentra en malas condiciones de tránsito oPw (kW) = 59 . C (m) encharcado.

103

TABLA III

FRONTAL RETRO

1. Avance horizontal y penetración en elmaterial.

• Penetrar con el cilindro del brazo . Penetrar con el cilindro delbrazo.

• Levantar la pluma.

2. Llenar el cazo

Girar el cazo Girar el cazo.

6.2.2. Tipo de material A continuación se mencionan los componentes prin-cipales a contemplar en un estudio detallado de com-

En la Tabla III pueden verse los movimientos reque- posición de equipos alternativos.ridos durante la excavación con los equipos frontalesy retro . - Chasis.

- Tren de rodaje.Aunque los equipos frontales disponen de mayores Corona defuerzas de penetración y de excavación , debido a

- giro.una cinemática más favorable , la aplicación de estas - Sistema hidráulico . Accionamiento.fuerzas se ve limitada por el agarre de la máquinaal terreno . - Equipo de trabajo . Diseño del cazo.

Con el equipo retro la máquina penetra en el material y - Estimación de la producción.sube el equipo mediante los cilindros de la pluma sinque se vea afectada la estabilidad de la máquina, porlo que es capaz de arrancar materiales más compactosque el equipo frontal . 6.3.1. Chasis

La Tabla IV sirve para la selección previa del equipoEl chasis es uno de los puntos más impo rtantes de la

idóneo en función del tipo de trabajo. máquina , al tener que soportar y transmitir al suelo losgrandes esfuerzos que se originan durante la ex-cavación.

Se estudiarán y compararán las siguientes carac-6.3. Selección de modelos terísticas:

Una vez definidas las características básicas de la - Robustez.máquina : peso , potencia y tamaño del cazo , así comoel tipo de equipo más adecuado a las necesidades del - Peso.trabajo a realizar , se pasa a la petición de ofe rtas - Dimensiones.técnico-económicas a los fabricantes o distribuidoresprincipales . - Luz desde el suelo.

Con la documentación recibida se efectúa un cuadroAnclaje y apoyo a los carros.

resumen que permite evaluar las diferencias entre los - Relación del peso del chasis y del rodaje respectodiversos modelos . al peso total de la máquina.

TABLA IV

EQUIPOTIPO DE OBRA

FRONTAL RETRO

a) Canteras, roca voladaFrentes medios xx xFrentes altos xx -

b) Minas:Movimiento de estéril xx xMovimiento de carbón xx xxArranque selectivo:- Capas horizontales xx x- Capas inclinadas x xxMateriales muy blandos - xx

c) Obras Públicas:Excavación bajo agua - xxCanales y zanjas - xxGraveras - xxCarreteras xx xTúneles xx -

LEYENDA:- (no recomendado o no posible)x (posible)xx (recomendado)

6.3.2. Tren de rodaje protegida contra el polvo y el barro, y la segundadispone de dientes mayores y puede observarse el

En la máquina de orugas los elementos a estudiar son correcto funcionamiento del engrase.los siguientes:- Longitud y anchura de las orugas. Deben analizarse los siguientes puntos.- Tipo de zapatas.

- Velocidad de giro.- Diámetro de las ruedas guía y motriz.- Número de rodillos superiores e inferiores y diáme- - Par y caudal hidráulico de la bomba de giro.

tro de los mismos. - Tipo de rodamiento de la corona.- Potencia de los motores de tracción. - Sistema de engrase.- Tracción disponible.

- Posición del piñón de ataque 4 la corona.- Velocidad de traslación máxima.

Presión sobre el suelo. 6.3.4. Sistema hidráulico y accionamiento- Pendiente remontable.

Según los fabricantes, se pueden utilizar en el circuitode giro sistemas cerrados o abiertos, que se describen

6.3.3. Corona de giro a continuación:

Existen dos diseños, como ya se ha dicho: cerrada, con A) Sistema cerradodientes interiores, y abierta, con dientes exteriores. Laprimera alternativa tiene como ventaja que se encuentra El sistema cerrado, Fig. 59, está compuesto por:

105

- La bomba de giro. - El número de circuitos y accionamientos simultá-

- El motor de giro . peos.

- Las válvulas de sobrepresión. - La presión de trabajo.- La capacidad del depósito.

- El caudal total del circuito.

- El sistema de regulación.

MOTOR MOTORPRIMARIO DE GIRO El accionamiento puede ser diesel o eléctrico, siendo el

primero normal en las unidades pequeñas y medianasy el segundo utilizado en las grandes unidades emplea-

BOMBA das en minas y canteras.DE GIRO

Figura 59.- Diseño de un sistema hidraulico cerrado. Los puntos relacionados con el accionamiento que sedeben analizar son:

La ventajas de este diseño son: - Número de motores.

- Hay menor cantidad de aceite en el circuito. - Potencia disponible al régimen de vueltas de trabajo.

- Existen menos válvulas entre la bomba y el motor. - Capacidad del depósito de combustible y de trabajosin repostar.

- Se obtiene mejor rendimiento del motor diesel con -menos consumo, ya que cuando se invierte el giro Relación entre la potencia disponible y el peso en

el motor actúa como una bomba. operación.

B) Sistema abierto 6.3.5. Equipo de trabajo . Diseño del cazo

El sistema abierto, Fig. 60, comprende los siguientes En este apartado se tienen que estudiar los siguientes

componentes: aspectos:

- La bomba de giro. La cinemática del equipo frontal.

El distribuidor. - El recorrido horizontal del cazo.

El motor de giro. - El alcance máximo, y

- El depósito hidráulico, y - La altura de descarga.

- La válvula de sobrepresión.

BLOQUE DE VALVULAS

MOTORDE GIRO

BOMBA \ I fDE GIRO DEPOSI

Figura 60.- Circuito hidráulico de sistema abierto. Oi

El sistema abierto conduce a una disminución de latemperatura del aceite , debido al mayor caudal de fluidoque circula .

e1

Otros aspectos que deben estudiarse son: 1- El número de bombas, caudal y velocidad de

rotación . Figura 61 .- Cinemática de un equipo frontal

106

demás, hay que tener en cuenta la fuerza de ex-avación, el empuje y la variación de dicha fuerza según.avance.n cuanto al cazo, los factores que hay que estudiar S 1��m:- La relación anchura del cazo/volumen.- La distancia entre la punta del diente y el eje de

giro. ,i•A- El ángulo de vuelco.- El peso del cazo, y- Las protecciones antidesgaste.

:special atención hay que prestar al tipo de diente y'ortadiente utilizados.

Foto a.- Excavadora hidráulica frontal de gran capacidad.

�. Tendencias futuras . Nuevos desa-rrollos

)esde la aparición de la primera excavadora de 100 t Las tendencias en el desarrollo de estas máquinas y la;n 1970, se ha producido un continuo aumento en el incorporación de innovaciones se pueden consultar en.amaño de estas máquinas, alcanzando, primero, el los siguientes apartados.*ango de las 250 t y, por último y en nuestros días, elJe las 500 t con dos modelos en el mercado.

En la actualidad, se produce una clara distribución deempleo de las excavadoras, según su peso en servicio,Tabla V.

TABLA V7.1. Cinemática

Peso Capacidad Se está produciendo una mejora constante en laservicio del USO PRINCIPAL cinemática y cinética de las máquinas. Fruto de este

(t) cazo (m3) desarrollo son la cinemática paralela y el sistemadenominado TRI-POWER, Fig. 62.

200 - 500 12 - 30 Minería a cielo abierto. - Aumento de la fuerza de penetración.50 - 200 3 - 12 Grandes movimientos de

- Mantenimiento constante de la fuerza de elevación.tierras.

< 50 < 3 Máquina auxiliar de carga y - Angulo constante en el movimiento del cazo.otras labores montandodiferentes implementos. - Posición flotante en el retorno del cazo vacío.

Figura 62.- Sistema TRI-POWER.

107

7.2. Hidráulica - Aumento de la vida de las bombas.

Se tiende hacia la simplificación de los circuitos hidráulí - - Menor consumo de combustible, y

cos, disminuyendo el número de bombas y aumentando - Mayor vida del motor.el caudal de las mismas . Gracias a estas innovacionesse ha conseguido un incremento espectacular de ladisponibilidad mecánica.

7.5. Cazos vibratorios

Como una innovación más, a nivel experimental, cabe7.3. Construcción de la máquina mencionar los cazos vibratorios desarrollados por la

Hydro-Dynamic -Technic ( HDT) de la República FederalSe utiliza el diseño modular en componentes de anchura de Alemania , presentados en 1.986.inferior a los 4 m, y elementos de unión roscados y contornillos y/o bulones . Con ello se consigue un rápido Este diseño consiste en unas cuchillas po rtantes en lamontaje y desmontaje de las unidades , facilitando el parte superior del cazo dotadas de un movimientocambio de situación de los equipos . vibratorio mediante un pistón hidráulico situado en el

fondo del mismo , Fig. 63.

El movimiento vibratorio del citado elemento, que se7.4. Aplicación de la electrónica encuentra en contacto con la roca en el momento de la

excavación , ayuda a conseguir una carga más rápida ySe está produciendo una aplicación intensiva de la a arrancar materiales más compactos que presenten

electrónica en diversas funciones de las máquinas . diaclasas naturales.

Los resultados obtenidos con equipos pequeños sonA) Control abordo (Board Control ) satisfactorios , por lo que es posible que en el futuro se

perfeccionen y se utilicen en mayor número.Constituye un sistema de autodiagnóstico con señalesacústicas y ópticas de aviso cuando se supera algúnlímite preestablecido . El ordenador de a bordo indica aloperador las soluciones posibles . Una aplicación inte-resante

'r=consiste en evaluar la producción de la máqui-

na en las condiciones en las que ésta se encuentra VARILLAtrabajando.

CASQUILLOAMORTIGUADOR

B) Carga asistida por ordenador a p(Computer Assisted Loading (CAL)) ,. V

Se utiliza para repetir sistemáticamente un ciclo . Con T - / texcepción del llenado del cazo, que se realiza manual- ; Imente , la máquina gira de forma automática el ángulode rotación preestablecido , descarga el cazo y retorna

CUCHILLAVIBRANTEal punto de carga. _ \

1

C) Sistema de gestión de las bombas(Pump Management System)

CAZO VIBRADORLa regulación electrónica de las bombas en función dela carga solicitada reporta los siguientes beneficios : F igura 63.- Esquema de cazo vibrador.

108

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109

CAPITULO IV

)ragalinas -

t. Introducción 2. Tipos de unidades

.a primera dragalina fue patentada por Ralph R. Existen dos tipos de dragalinas que se diferencian por)sgood en 1880 y fue descrita como una excavadora el sistema de traslación. Ambas máquinas operan de lale vapor que trabajaba hacia atrás. En 1885 se utilizó misma forma, pero las de zancas son de mayor capaci-

una mina la primera draga, con una pluma de 15 m dad y requieren mayor potencia que las de orugas.un sistema de traslación sobre ruedas.

Las características básicas de estos equipos son las:n 1890, se construyeron varias dragalinas autopropul- siguientes:adas, pero no giratorias, con cazos de 0,5 y 0,75 m'le capacidad y plumas de 25 m.

Dragalinas de orugaslacia 1910, John W. Page introdujo diversas mejoras en - Accionamiento diesel con transmisión mecánica.Idiseño de las dragalinas, pues hasta entonces seequerían cables independientes para el arrastre, la - Capacidades de 4,5 a 14 m3.levación y el vertido, lo que dificultaba mantener la - Potencias de 550 a 2.000 HP (410 a 1.490 kW).,rofundidad de excavación y la maniobrabilidad delazo. Los primeros cazos se construyeron de maderas - Pesos en servicio de 170 a 3.400 t.auras con cuchillas de corte metálicas; más tarde - Longitudes de pluma de 27 a 60 m.,asaron a fabricarse con planchas de acero y dientesie excavación. - Velocidades de desplazamiento de 1,6 km/h.

:n 1912, la Compañía Bucyrus construyó la primeraIragalina montada sobre orugas, equipada Dragalinas de zancas,pcionalmente con un motor de vapor, de gasolina o - Accionamiento eléctrico generalmente.eléctrico. Anteriormente, las dragalinas se desplazabanon ruedas sobre tramos de vías, o con rodillos y - Capacidades de 7 a 170 m3.satines. Las orugas proporcionaron a estas máquinas - Potencias de 1.200 a 24.000 HP (895 a 17.895 kW).na gran movilidad, por lo que se impusieronápidamente. - Pesos en servicio de 450 a 13.600 t.

'osteriormente, en 1913, Oscar Martinson, de la Com- - Longitudes de pluma de 50 a 115 m.

,añía Monigham, diseñó un mecanismo de traslación - Velocidades de desplazamiento de hasta 0,25 km/h.)asado en dos zapatas, situadas a ambos lados de lamáquina, que eran accionadas por dos excéntricas, anodo de leva, sincronizadas a través de un eje.Jacieron así las dragalinas de zancas o andantes,)ermitiendo a estas máquinas dejar de ser unos equiposauxiliares de las excavadoras de descubie rta para 3. Características generales y deonve rtirse en unas unidades de producción más, en diseñoerrenos secos y duros.

=n 1940, las dragalinas empezaron a utilizarse cuando Las dragalinas no son máquinas que estén estan-as profundidades del recubrimiento eran demasiado darizadas en su construcción, como ocurre con otrosgrandes para las excavadoras de descubierta. equipos. Debido a su alto coste inicial, se realiza un

gran esfuerzo para ajustar el diseño y las

.n el periodo de 1940 a 1960 se pusieron en servicio especificaciones de las mismas a las condiciones de

unas nueve dragalinas al año, con 11 m' de capacidad trabajo con vistas a optimizar el rendimiento.

nedia de cazo. El 70% de estas máquinas se aplicaront minas de carbón y el resto en otras explotaciones, Antes de entrar en la descripción de estos equipos, se

undamentalmente de fosfato. resumen las características operativas principales de losdos grupos de unidades.

)esde 1961 hasta 1971, la capacidad media del cazole los equipos puestos en servicio se elevó a los 30 m'

el número de éstos a 10 al año. En la década Dragalinas de orugasuiente, esos valores se incrementaron hasta los 41

n y 29 unidades al año. - Accionamiento diesel.

=1 principal campo de aplicación de las dragalinas se - Capacidades de cazo de hasta 14 m'.

encuentra actualmente en la explotación de - Longitudes de pluma de 27 a 60 m.yacimientos de carbón, con un 85% de las máquinas - Profundidad de excavación de hasta 45 m.abricadas, y el resto en minas de otras sustanciasminerales. - Radios de vertido de hasta 55 m.

111

CABLESSUSPENSION

CABLES DE SUSPENSION

ELEVACIION �BAS.flOOREN A"

POSICIONADO POLEAS DE POS¡-DE PLUMA CIONADO DE PLUMA

FILTROS DE AIRE

POLEA GUTA � \\

AIRE c 1ACONDICIONADO

PLUMAMASTIL

CABINAOPERADOR ,

SALA DE MAQUINAS

POLEAS GUIADERACAZO

MOTOR DE ARRASTRE

MOTOR DECABLE DE 1 SUPER - ELEVACION -ARRASTRE ESTRUCTURA © \

3-;

ARMARIOS1 CONTROL ELECTRICO

CIRCULO RODILLOS

CORONA DE GIROMOTORGENERADOR

-ORUGAS

MAQUINARIA DEBASTIDOR INFERIOR TRASLACIONY ORUGAS

Figura 1 .- Dragalina de orugas.

- Alturas de vertido de hasta 38 m. - Equipos de trabajo de uno o dos hombres por- Angulos de la pluma de 300 a 60°. unidad.',

Presiones específicas de 80 a 140 kPa . - Mantenimiento realizado en su totalidad en el tajo.- Se precisa una alta destreza de los operadores.

- Diámetro del cable de elevación y arrastre de hasta7 cm

- Vida media útil de hasta 50.000 horas..- Movilidad limitada con velocidades de hasta 1,6

km/h y buena capacidad para remontar pendientes . Dragalinas de zancas- Máquinas desmontables para su traslado a otro lugar . - Accionamiento eléctrico.- Pluma con posibilidad de elevarse o descenderse. - Capacidades de cazo de 7 a 170 m3- Contrapeso movible . - Plumas de 50 a 115 m.- Buena visibilidad del operador. - Profundidades de excavación de hasta 60 m.

- Buen rendimiento de excavación en terrenos medios - Alturas de vertido de hasta 50 m.a duros . - Pesos de las máquinas de hasta 14.000 t.

112

- Angulos de las plumas de 30° a 40°.- Presiones específicas de 70 a 135 kPa

.ooo °

- Sistemas múltiples de cables de elevación yarrastre, con diámetros de hasta 11 cm.

- Movilidad limitada. á 600 ° °

- Pendiente remontable de hasta el 8%. Wsooo

DRAGALINA DE ZANCAS

- Alta maniobrabilidad, en términos de cambios W 4°°° °direccionales.

- Alimentación eléctrica por cable. 2000 ° ,

- Módulos de accionamiento de cada función con °.04W PE ORYmotores múltiples y separados. DRAG LINA GAS

O lo 20 30 w so w 70 w so no Iq Izo

- Posición fija de la pluma. CAPACIDAD DEL CAZO (n')

- Contrapeso permanente. Figura 2.- Relación entre el peso en servicio y la capacidad- Visibilidad del operador excelente. media de los cazos.

- Buen rendimiento de excavación en terrenos demedios a duros.

- Equipos de trabajo necesarios de dos a cuatrooperadores.

700 m• °

- Alta destreza del personal de operación.- Equipos auxiliares necesarios para limpiar y preparar

la plataforma del banco de trabajo. • °- Alta fiabilidad de las máquinas . ó 600 ° • DRAGALINA

DE ZANCAS

- Mantenimiento de los equipos en el tajo. •„ •• ° oRAGALINA

á ce oauGas- Vidas útiles en operación de hasta 100.000 h.

- Inversión inicial grande.

W,•

- Costes de operación bajos. •o a m w 40 ao w ro w so 00 Iro leo

)ebido a su gran rango de radios de vertido y CAPACIDAD DEL CAZO (n0 )

Irofundidades de excavación, estas máquinas pueden Figura 3.- Relación entre el peso en operación y capacidad delealizar el transpo rte del material desde los 30 a los cazo.'00 m del frente de excavación. El transporte se efectúaon el cazo en el aire, mientras la dragalina gira sobrei posición de trabajo. Por esto, no está limitada por las Las potencias disponibles para cada una de lasondiciones del terreno. funciones que realiza una dragalina se representan en

las Figs. 4 y S. Los equipos sobre orugas pueden teneras máquinas se mueven relativamente poco, ya que accionamiento diesel o eléctrico, mientras que lasxiste un gran volumen de material asociado en dragalinas de zancas lo poseen eléctrico. Los datos de'rofundidad a cada posición del equipo. El peso en potencias corresponden a los valores máximos o de picoervicio de la dragalina es proporcional a la capacidad y no a los medios. Las operaciones de elevación y'el cazo que monten estas unidades, Fig. 2. arrastre son los movimientos básicos que demandan

mayor potencia. Durante la fase de excavación, mientras)ebe tenerse en cuenta que el tamaño de los cazos que el cazo esta siendo llenado, solamente se precisa-uede variar sustancialmente en función de la longitud potencia de arrastre. Durante las fases de giro y vertido,e la pluma y la densidad del material. En la figura se requiere potencia de elevación y giro, con uninterior se observa que las dragalinas de orugas consumo mínimo de potencia de arrastre. Durante el,resentan una relación peso/capacidad algo inferior a desplazamiento no se necesita de ninguna de esasas de zancas, pero con un tamaño muy limitado. potencias. La potencia de elevación le proporciona al

cazo una gran aceleración y velocidad vertical, mientras=I peso en operación por unidad de potencia varía que la de giro proporciona una rápida aceleración (y.ignificativamente entre los dos tipos de dragalinas deceleración) en el giro de la máquina.,xistentes. Fig.3. Los equipos sobre orugas se utilizannormalmente cuando se requiere una gran movilidad, Con respecto a las presiones específicas de estosIor lo que se intenta minimizar tanto su peso como su equipos sobre el terreno, en la Fig. 6 se representan losamaño. valores medios correspondientes a las dragalinas de

113

nd ra jan n l tajo estando No debe olvidarse que estas máquinas, al trzancas, primero, cua o trabajan e e I abalar,apoyadas sobre el bastidor inferior o estructura de base están muy cerca de los taludes del tajo, por lo que las iy, segundo, cuando se desplazan auxiliándose de las cargas sobre el terreno deben mantenerse en valoreszancas y apoyándose parcialmente sobre la citada base mínimos.inferior.

Los tamaños de los cazos son función de lasnecesidades de producción y de la densidad de lasrocas a excavar. Los pesos de estos componentesvarían entre los 950 kg/m' y los 1500 kg/m' de

1700 capacidad. Las cargas máximas suspendidas, es decirORAGALINA DE ORUGAS el peso del cazo más el del material, están limitadas porilaestabilidad de los equipos. Es preciso recordar que

las plumas no están sometidas a esfuerzos de cargau ' ELEVACION durante la excavación.

1100ARRASTRE

El momento a que da lugar la carga suspendida.producto del valor de esta última por el radio de

1R0 operación, obliga a que cuando ambas dimensiones seTRASLACION dupliquen, al ser el momento cuatro veces mayor, se

precisen dragalinas con pesos también cuatro vecesa a superiores. Esto supone un aumento muy importante de

los costes de adquisición de estas máquinas.Y S 4 S 4 7 9 9 0 II R

CAPACIDAD DEL CAZO (0)

El radio de operación efectivo, desde el punto de vistaFigura 4.- Potencias máximas de los distintos accionamientos del diseño de la explotación, es la distancia desde el

de las dragalinas sobre orugas. borde del talud hasta el punto de vertido. Esta distanciatambién se llama "Factor de Alcance", (radio deoperación menos 75% del diámetro de la base deapoyo).

i•Isooo

DRAGALINA CE ZANCAS Las dragalinas de zancas son grandes máquinas cuyomantenimiento se tiene que realizar en el propio tajo.

F por lo que dentro de la sala de máquinas disponen deg ° ELEVACION puentes grúa y de accesos y plataformas para llevar a

RRASTREcabo las labores de mantenimiento y servicio.

GIROaooo •

• RASLACiON.�x• X 3.1. Mecanismo de traslación°° r x

E000 4 �

Además del sistema de orugas que se emplea en las°° 20 30 °° `° Z 1Ó í2ÓCAPACIDAD DEL CAZO (0) máquinas más pequeñas, en las unidades de gran

capacidad es de uso común el mecanismo de zancas.Figura 5.- Potencias de las dragalinas sobre zancas. Fig. 7. Existen tantos diseños como fabricantes, pero en

esencia consisten en unas excéntricas, en forma delevas, unidas a unas zapatas y accionadas indepen-dientemente por motores eléctricos sincronizados.

La sincronización eléctrica elimina la necesidad de

Y nc- grandes ejes transversales que atraviesen el chasis° giratorio de la máquina y garantizan el asiento firme

° sobre el terreno de ambas zapatas para la elevación deZAPATAS ° la dragalina.�, e e

0 I ° ° °• ° Para mover los equipos se giran las excéntricas de• • • forma que: primero, se apoyan las zapatas sobre el

@ASE DE APOYO terreno y, si continúa el giro, se eleva el cuerpo de la• máquina, para seguidamente conseguir un pequeño

• desplazamiento de ésta hacia atrás. Cada traslación esde 2 a 3,5 m, según las dimensiones de la dragalina.

0 ;9F. 17000 °°°°PESO EN SERVICIO (ti con unos ciclos de unos 40 s. La secuencia demovimientos se repite hasta alcanzar la posición

Figura 6.- Presiones específicas de las dragalinas de zancas. deseada. En la Fig. 8 se representa un esquema de

114

-_ É

be _

Foto 1.- Zanca de una dragalina.

MOTOR los movimientos que se realizan durante eldesplazamiento.

COJINETE Durante la fase de trabajo las zapatas permanecen enEXTERIOR una posición elevada sobre el terreno, a unos 50 o 60

ENGRANAJE cm de éste, con la máquina apoyada sobre la base deapoyo.

EXCENTRICA Los motores de traslación se alimentan con losgeneradores de arrastre, de corriente continua y contotal regulación de velocidad . El mecanismo de

LEVA ° reducción es el de mayor envergadura de los quedispone la máquina tal como se representa en laFig. 7.

ZAPATA 3.2. Base de apoyo

Las dragalinas de orugas se apoyan con el tren deFigura 7.- Detalle de un accionamiento de una zanca . rodaje directamente sobre el terreno , al igual que otras

115

O ® Posición de excavación.

Giro de la excéntrica que empuja la zapata haciaatrás descendiéndola.

Levantamiento de la dragalina y avance haciaatrás.

Continuación del giro y descenso de la máquinapara apoyarse sobre el terreno.

O Levantamiento de las zapatas y repetición delciclo. .

Figura 8.- Secuencia de movimientos con el mecanismo de zancas.

máquinas que disponen del mismo sistema de También en la base se dispone de unos soportes paratraslación . el cable de alimentación de la máquina , que atraviesan

la misma hasta el pivote central pasando por su interior.Las dragalinas de zancas poseen una base de apoyo deforma circular y construcción cilíndrica recta quetransmite al terreno el peso de la máquina. Estecomponente se construye con chapas de acero 3.3. Chasis giratorioformando una estructura soldada celular o radial de altaresistencia . Dispone de orificios de dimensiones Es la plataforma, también de tipo celular , que sopo rta elsuficientes para el paso de un hombre , de manera que resto de la máquina . En su interior se encuentran losson visitables. ejes de los mecanismos de giro, los anillos rozantes

alrededor del eje de rotación , los ejes de las levas delEn la parte central , y solidario a la base se encuentra sistema de zapatas y los mecanismos de traslación enel eje de giro de la máquina . ambos laterales , y el contrapeso de la máquina en la

parte posterior, Fig. 10.En la cara superior de esta estructura se sitúa la coronade giro en la que engranan los piñones de ataque. Laspistas de rodadura se disponen sobre la misma coronade giro , en las unidades pequeñas , o exteriores a ellas,en las más grandes . Estas pistas , comúnmente , son del 3.4. Bastidor en "A"tipo de rodillos cónicos.

riEs la estructura a la que van fijados los cables de

En el perímetro superior de la base existe un resalte por suspensión del mástil , que se precisa en las máquinasel que ésta es levantada por unos ganchos que están grandes , o de la pluma , en las pequeñas. Estaunidos al chasis giratorio . constituida por dos pares de vigas , unidas en su

116

y � }

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¡J; ¿�1

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Foto 2.- Mina de Fosfatos de Bucraa.

:xtremo superior. En la parte inferior se fijan al chasis 3.5. Mástiljiratorio mediante bulones. Figs. 1 y 9.

El mástil es una estructura metálica de celosía, a_as vigas cajón van unidas entre sí por otras vigas mas cuyo extremo superior se fijan los cables deigeras dispuestas transversalmente, que le aportan una suspensión de la pluma. El extremo inferior sejran solidez al bastidor. une al chasis giratorio mediante bulones, mientras

117

BASTIDOR EN A

3.

PLUMA DE SECCIONCUADRADA

CHASISGIRATORIO

ZAPATA

/ BASE DE APOYO0 0

CONTRAPESO o00°°° ,-MODULAR

0 n°°°° óo°o°0°°.00 000 }

o o°e y

Figura 9.- Componentes principales de una dragalina de zancas.flI

que el superior se une al chasis en A con cables o convigas.

n0

ÉQ

JaW I000xa

Figura 10.- Chasis giratorio. OZOJ

La sección del mástil suele ser cuadrada, y estáfabricada con perfiles o tubos metálicos.

so

3.6. Pluma $

La pluma, que va suspendida por su parte superior del AÑO DE CONSTRUCCIONmástil o directamente del bastidor en A, y va fijada ensu extremo inferior al chasis giratorio mediante bulones, Figura 11.- Tendencia en la construcción de dragalinas.

está construida también por una estructura de celosía.

Es la parte de la máquina más delicada y la que define Las plumas se construyen con secciones cuadradasel alcance de la misma. En la Fig. 11 puede observarse mediante perfiles o tubos y con secciones triangulares conla evolución que se ha seguido en el diseño de estos tubos. Las estructuras tubulares, Fig. 12, se rellenan conequipos con longitudes de pluma cada vez mayores. un gas inerte a presión, que sirve para detectar mediante

118

r iir

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Z y

Foto 3.- Dragalina de zancas durante la tase de excavación.

un manómetro la existencia o aparición de grietas que de la cuchara, elevación de la cuchara y giro de lapudieran producirse por los esfuerzos que deben máquina.soportar.

Todas las funciones se realizan gracias a motores decorriente continua con regulación de velocidad mediante

3.7. Mecanismo de arrastre y elevación transmisión por engranajes instalados sobre el chasisgiratorio.

Los mecanismos principales de accionamiento de unadragalina, durante la fase de operación son tres : arrastre El arrastre de la cuchara se efectúa mediante cables

119

Figura 12.- Seccion de una pluma y detalle de union. po' soldadura de tubos y perfiles.

que en un lado están arrollados a un tambor y en el MÁSTILotro fijados a las orejetas del cazo mediante unascadenas.

La entrada de los cables a la sala de máquinas de lasdragalinas se realiza a través de sistemas de poleas-guía, con diferentes diseños y configuraciones. Fig. 13y 14.

POLEA.

T41,.QSUPERIOR 4%,

O POLEAS-6UTA<TAMBOR DE

ARRASTRE

O

1° G

4pSALA DE MAQUINAS

POLEA SOPORTE PIVOTANTEINFERIOR Figura 14.- Detalle de un sistema de poleas-guía.

Figura 13.- Entrada del cable de arrastre a la sala de verticales y sigue entre poleas de ejes horizontales.máquinas , pudiendo todo este mecanismo girar alrededor de un eje

vertical, respecto al chasis giratorio. El cable entra porla parte inferior de la sala de máquinas guiado por dos

En el dispositivo representado en las figuras citadas los poleas, hasta enrollarse en el tambor de la partecables guiados por las poleas de ejes horizontales, posterior de ésta.montadas sobre unas estructuras pivotantes, suben aotras poleas sujetas a la estructura del mástil, entrando El mecanismo de elevación de la cuchara esa la sala de máquinas para arrollarse al tambor similar al de arrastre, con la particularidad de quedelantero de arrastre. entre el cable de elevación y el cazo existe un

aparejo, que posteriormente se describirá, del queOtro sistema es el de la Fig. 15, en el que el cable se suspenden dos cadenas que se fijan en losllega a la máquina a través de dos rodillos de ejes casi flancos del cazo.

120

c' Y

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y,/ir

JL

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Foto 4.- Yacimiento de carbón explotado con una dragalina de orugas.

3.8. Mecanismo de giro

El giro de la máquina se consigue por la acción de losENCLAVAMIENTO

RAG piñones,iñones, por lo menos dos, que poseen los mecanismosCpO�de giro y que engranan en la corona dentada fijada a labase. El chasis superior se apoya sobre la estructura de

1 TAMBOR DE RODILLO GUTA la

EaEs mediante una chapa circular que soportaa su vez la tubería de engrase.

�. _-'CABLEDETAMBOR DE ARRASTRE O A ASTRE(TRASERO ) Este sistema proporciona una buena distribu-

ción del peso de la máquina durante toda la ope-Figura 15.- Sistema de guiado del cable de arrastre mediante rodillos. ración.

121

-----------------

generalmente móvil y próxima al área de trabajo.RODILLO AHUSADO Pueden distribuirse distintas cabinas de conexión a lo

largo del tajo, paralelamente al módulo que se va aexcavar. Los cables que se conectan a estas cabinasson trifásicos, apantallados, con conductor de tierra ylínea piloto para garantizar la correcta puesta a tierra ydetectar los posibles cortes.

La entrada del cable de alimentación a la máquina se- - - - - - - -- -- - realiza por la parte frontal de ésta con el fin de no- - - - - - - - interferir durante los desplazamientos.

}

3.10. Cazo

Como ya se ha indicado anteriormente, los cazos de lasdragalinas son totalmente metálicos y se construyen

PERNO ESPACIADOR ARANDELA mediante piezas de fundición y soldadura. Debido a losDE EMPUJE fuertes impactos y desgastes que deben soportar.

disponen de piezas de material resistente en áreasFigura 16.- Detalle de la sección de un rodillo. críticas.

Los cazos se unen a los cables de elevación y arrastremediante cadenas de acero fundido resistentes a la

3.9. Sistema eléctricoabrasión.

La configuración de los cazos es la de una caja abiertaSalvo las unidades más pequeñas, las dragalinas son por la cara lateral enfrentada a la máquina, que sirve degeneralmente accionadas eléctricamente. entrada del material, y también por la cara superior. En

el borde de ataque del fondo del cazo se disponen losdientes de acero que sirven para efectuar la excavación.

Los equipos de accionamiento que permiten laregulación continua de velocidad y la devolución a la red Las paredes laterales del cazo, además de ir unidas porde la energía de frenado de cada movimiento son la parte posterior, en ocasiones se refuerzan por mediosimilares a los descritos para las excavadoras eléctricas de un arco u horquilla de suspensión sobre la cual sede cables. sujeta el cable de volteo para la descarga. En cazos de

reducida capacidad no hay horquilla, y el volteo seconsigue simplemente mediante el juego del peso y los

Los grupos motor-generadores se sitúan siempre en la cables unidos al propio cazo.parte posterior de la sala de máquinas para serviradicionalmente de contrapeso. Fig. 17.

MECANISMO MECANISMODE ELEVACION DE ARRASTRE

GRUPO

MECANISMO rl MOTOR-

DE ANOGENERADOR

M. DE TRASLACION

Figura 17.- Distribución de componentes en la sala de Figura 18.- Cazo típico de una dragalina.máquinas.

El peso y geometría del cazo influyen significativamente tyLa alimentación eléctrica a estos equipos se efectúa en la capacidad de penetración sobre los materiales amediante cable, desde una subestación transformadora, excavar y en el rendimiento del ciclo de trabajo.

122

van desde las poleas de la punta de la pluma hasta elmuñón central.

Sólo algunos componentes de la máquina , como son elaparejo del cazo o el marco de las excéntricas de las

a<• zapatas, deben engrasarse a mano de forma periódica.5 ;,*:,•' r- Existen tantos diseños de los sistemas de engrase como

fabricantes.

`'' Las dragalinas , como son máquinas que requieren unagran inversión , se utilizan , por lo general , a tres relevos.

} }'� AY f V¡r Por ello , disponen de un sistema eficiente de alumbradodel tajo y de la propia máquina.

Para proteger del polvo los accíonamientos y dispositivosque se encuentran dentro de la sala de máquinas, éstaademás de estar cerrada , posee un sistema depresurización y ventilación . El aire exterior se toma a

x'r'F

través de unos filtros autolimpiables y unos ventiladores,que son los que provocan una sobrepresión interior del

<•• aire . Además, existen unos extractores que originanunas corrientes de aire que ayudan a la ventilación detodos tos mecanismos interiores.

Por último, las dragalinas disponen de otros equiposFoto 5.- Cazo de una dragalina durante el llenado . como son:

=1 cazo va unido a la dragalina mediante dos cables : - Puente grúa , con salida al exterior por su partetrasera, y potencia suficiente para izar los

- El cable de arrastre , que va desde la cuchara al mecanismos o componentes interiores.cabrestante de arrastre que se utiliza para aproximar _ Red de aire comprimido para limpieza, engrase, etc.el cazo a la máquina.

- El cable de elevación , que sirve para subir y bajar - Sistema de comunicaciones, etc.el cazo por la polea del extremo de la pluma y vaal cabrestante de elevación.

3.11. Cabina 4. Operaciones básicas y práctica

La cabina va situada en la parte delantera y en uno de operátivalos lados de la máquina y, en algunas unidades enambos , para disponer de la máxima visibilidad durante El ciclo de trabajo de una dragalina consta de lasla operación . siguientes seis fases:

1. Lanzamiento e hinca del cazo3.12. Escalera y pasarelas

Con el cable de arrastre el maquinista acerca el cazo aEl acceso a estos equipos se realiza mediante escalera • la máquina y al mismo tiempo tira del cable dey pasarelas , tal como quedan representadas en la Fig . 1. elevación para mantener el cazo en el aire. Suelta el

cable de arrastre y, una vez rebasada la ve rtical delextremo de la pluma por la cuchara , va soltando cable

3.13. Equipos auxiliaresde elevación con cuidado para que el cazo caiga en ellugar de excavación deseado.

Las dragalinas poseen diversos equipos auxiliares talescomo : sistema de engrase , equipo de alumbrado,sistema de presurización y ventilación , y otros 2. Carga del cazodispositivos de menor entidad.

Una vez que el cazo se encuentra sobre el terreno, seLos sistemas de engrase son del tipo centralizado , recoge cable de arrastre , a la vez que se suelta cablenormalmente automático , y cubren los mecanismos que de elevación , con lo cual se va realizando la excavación

123

O

Figura 19.- Fases del ciclo de trabajo.

y el cazo va llenándose conforme se aproxima a la Generalmente, la duración de todas esas operaciones esmáquina. Esta operación de arranque se ve facilitada del orden de 60 segundos.por los dientes de que dispone el cazo en el borde deataque. Normalmente, los cazos se llenan después de La demanda de potencia en las dragalinas varía muchorecorrer unas distancias equivalentes a 2 o 2,5 veces la según la fase del ciclo de operación que se trate.longitud del mismo. Durante la excavación se tiene una fuerte demanda

inicial, que disminuye al finalizar el llenado del cazo3. Elevación del cazo para después aumentar sensiblemente al comenzar la

Cuando éste se encuentra lleno y próximo a la elevación del mismo y el giro de la dragalina. A

dragalina, se levanta mediante el cable de elevación, en continuación, la demanda disminuye y al frenar el giro

combinación con el cable de arrastre para evitar el y realizar la descarga del material se regenera energía.

vuelco de la cuchara. En la fase siguiente, se vuelve a producir una nuevademanda de potencia al efectuar el giro en sentido

4. Giro de la dragalina contrario, pero de menor intensidad, ya que el cazo estavacío y descendiendo y, finalmente, una regeneración de

Se produce el giro de la superestructura hacia el lugar energía al frenar en el giro y descender el cazo.de descarga, manteniendo el cazo en la posición de lafase anterior. Los ángulos de giro normalmente varían En lo relativo a la práctica operativa, ésta se lleva aentre 45° y 120°. cabo en yacimientos horizontales tumbados, mediante la

excavación por bloques o módulos alargados, de

5. Descarga manera que los huecos creados sirven para depositarlos estériles que cubren el mineral de los bloques que

Una vez colocada la máquina en el punto de descarga, se encuentran en explotación.se suelta el cable de arrastre y se tira del de elevación, Previamente, se habrá abierto el denominado huecocon lo que la cuchara, al llegar bajo el extremo de la inicial, a partir del cual progresan las laborespluma, se pone automáticamente en posición dedescarga y los materiales se vacían sobre la paralelamente. L,escombrera. En los epígrafes siguientes se describen las fases Y

procedimientos de operación con dragalinas.6. Giro de la dragalinaDespués de efectuar la descarga, la máquina gira sobre 4.1. Apertura del hueco inicialla corona dentada para repetir el ciclo. Simultáneamentea este giro se aproxima el cazo a la máquina, El trabajo de las dragalinas comienza con la excavaciónmanteniéndolo en el aire. del hueco inicial o "box-cut", que consiste en un hueco

124

4800 Siempre que sea posible, se realizará dicha excavaciónatendiendo a los siguientes criterios:

- Localizado en zonas de reducido recubrimiento deestéril.

- Orientado para suprimir efectos desfavorables de la2400 geología y estructura del macizo rocoso: planos de

estratificación buzando hacia el corte, planos deDEMANDA discontinuidades favoreciendo deslizamientos, planos15 MINUTOS de falla, etc.

- Alejado de la infraestructura de servicios públicos:líneas eléctricas, carreteras, ferrocarriles, tuberías de

p o 29 56 gas o agua, etc.

3- No próximo a la red de drenaje principal: ríos,

A s C arroyos, canales, etc.ELEVAC., 1 GIRO Y

ARRASTRE Y GIRO Y 1 DESCENSOLLENADO DESCARGA DEL CAZO - Distante de edificios o estructuras.

_2400 - Fuera de áreas minadas antiguamente por interiorPOTENCIA DE PICO = 4800 kW u otras excavaciones a cielo abierto.DEMANDA DE 15 min=1400kW

Cuando no es posible comenzar el hueco inicial en elsitio óptimo, se llegará a una solución de compromiso

TIEMPO (S) entre todos los factores que afecten a su elección.

Figura 20.- Demanda de potencia eléctrica durante el ciclo de La apertura del hueco inicial se suele llevar a cabotrabajo de una dragalina. colocando los estériles a un lado del mismo, Fig. 21,

estando la dragalina alineada con el eje de laexcavación. Si el espesor del recubrimiento es muy

en forma de gran trinchera con dimensiones suficientes grande y desde esa posición no es posible depositarpara alojar los estériles del módulo adyacente. todo el material en el exterior, se podrá trabajar con la

máquina situada a un lado de la zanja, entre ésta y laescombrera inicial, con el fin de que dicha escombreratenga unas mayores dimensiones. La dragalina en este

MINERAL DESCUBIERTO caso describirá ángulos de hasta 180°.

Otro sistema que puede seguirse en esas situaciones,PIE = es efectuar a un lado del hueco inicial, y anterior a éste,

PIE DE una excavación auxiliar paralela, trabajarTALUD-_ ESCOMBRERAposteriormente siguiendo el primer procedimiento,Fig. 22.

CABEZA - -

Por último, existe otro sistema que consiste en depositara ambos lados del hueco inicial los estériles excavados.Esto implica que uno de esos vertederos debe serretirado por otros equipos antes de continuar laoperación, dando lugar a un mayor coste, como es

PLANTA obvio. Esta sería la situación más desfavorable de lascuatro descritas.

DIRECCION DE TRABAJODE LA DRAGALINA

4.2. Fase de explotación

4.2.1. Método convencionalMINERAL

m Al iniciar la excavación de un módulo debe efectuarseALZADO un primer corte cuidando el talud; éste se denomina

'.corte llave" y su finalidad es facilitar después elFigura 21.- Apertura del hueco inicial. arranque del material restante.

125

MINERAL DESCUBIERTO La dragalina se coloca con su eje alineado con el co rte.tal como se indica en la Fig . 23. Desde esa posición

�IE efectúa la primera excavación , teniendo cuidado d

TALUO

e que

-1�Ilos cables no rocen con las paredes laterales. Lasdimensiones del corte - llave se determinarán para quedicha operación sea lo más eficiente posible.

CABEZA ; -

Con los estériles de esa excavación se construye unprimer montículo , cuyo pie más próximo al tajo llega atocar el mineral , y que servirá después de base de

D-apoyo al resto del material procedente del módulo. De' \ ! esta manera se garantiza la posibilidad de descubrir y

recuperar todo el mineral 'existente bajo el estéril derecubrimiento.

_ - iPLANTA

DETZANJA 4.2.2. Método de banqueo en avanceAUXILIAR

Cuando se precisa un nivel de operación más bajo queel de la supe rficie original , o el horizonte superior estáconstituido por un material poco consolidado y de

G~•Q9$ reducida capacidad portante o, incluso, cuando latopografía es irregular , se trabaja con el método deó a4d °3

' ZANJA AUXILIAR banqueo en avance , Fig. 24.

BANCO ENAVANCE

MINERAL MINERAL DESCUBIERTO

ALZADO = i-!- -

Figura 22.- Apertura del hueco inicial con zanja . auxiliar. I tNUEVO - PIE \TALUD _ t

MINERAL_ \111111 _��,_ _

DESCUBIERTO MONTICULOS DE ESTERIL

PIE - - = -l- _

CABEZA

ESTE- �/ -TALUD - - - _ / - _ ANTIGUO = RILNUEVO PLANTA TALUD

MINERAL EXTRAIDO ESTERIL- - - -MODULO$

ANTERIORES

TALUDANTIGUO MINERAL CORTE ESTERIL DEL BANCO

LLAVE a �y EN AVANCEPLANTA MINERAL RETIRADO

ESTERIL DE ALZADOMODULO$ANTERIORES

Figura 24 .- Método de explotación con banqueo en ava^ r

Normalmente, el banco superior adelantado se excavacon una anchura igual a la del módulo de trabajo

CORTE estando la dragalina situada a una cota intermedia. ElLLAVE material procedente de ese banco se deposita apoyado

en el talud del estéril del bloque principal . Como lasMINERAL ESTERIL DEL CORTE LLAVE características geomecánicas no son buenas.ALZADO colocando las rocas procedentes del co rte

muyen el

pie de esos últimos ve rtidos se garantiza la estabilidadFigura 23.- Excavación del co rte llave . temporal de esas estructuras.

12R

----------- -------

c t'.

! SSiiIC. `� � Yf l ti

F

JR y 1"..f / j - 1.b. 1

w..y

=: o 6.- Dragalina realizando la excavación del corte llave.

4.2.3. Método del banco extendido El método consiste en la creación de una plataforma de

trabajo provisional con los estériles procedentes del

Otro método de explotación e_ e conocido por "Banco corte principal . Las pequeñas presiones específicas que

extendido", que se aplica do se produce unejercen las dragalinas permiten a éstas trabajar en

incremento de la potencia del ra_orimiento o un cambiocondiciones seguras , aunque sea apoyadas sobre los

eventual en el terreno , que que la dragalina noescombros.

disponga de alcance suficiente . =- g. 25.127

El inconveniente de este sistema estriba en el doblemanejo del estéril qué se produce al ir depositandoparte de éste sobre el antiguo talud de laexplotación. Esto hace que la cantidad de mineral VEMATRPARA CREAR LA E.descubierto sea menor con respecto a la que se ,PLATAFORMA DE LA dEobtendría si se pudiera hacer el vertido directo, al ORAGALINA sl.mismo tiempo que se incrementan los costes de - ----- dEexplotación. No obstante, permite a la dragalina, como ¡ Eya se ha indicado, superar los aumentos del espesor ccde recubrimiento, sin necesidad de recurrir a otros % MATERIAL DE DOBLE MANEJOequipos. MINERAL

AREA DE CONTACTO DELMINERAL DESCUBIERTO ESCOMBRO CON EL TALUD

/ IFigura 26.- Material de doble manipulación en el método ce

NUEVO l_i - - - excavación de arrastre hacia atrás.TALUD I=) PIE - -

CABEZAI=

¡' - -- BANCO

/;'IIiI II;% �- \ - EN AVANCEMINERAL DESCUBI ERTO

NUEVO�\ - - - MONTICULO-`4

ESTERIL,ANTIGUO - I- _TALUD Í '

PLANTA

II�PIE

CABEZA^ i

oé�t• - NUEVO—; 4:TALVO

e0 a. oro1

MINERAL ESTERIL MODULO FINAL 7/ESTERIL NO REMOVIDO l-;

ESTERILDOBLE MANEJO ALZADO PLANTA ANTIGUO MONT. ESTERIL

MINERAL DESCUBIERTOFigura 25.- Método del banco extendido.

4'.

4.2.4. Método de arrastre hacía atrás

Un método alternativo al anterior es el denominadode "arrastre hacia atrás". Además de poderse MINERAL .✓'aplicar en las situaciones ya descritas, es posibleutilizarlo en yacimientos multicapa, con una o dos ALZADOdragalinas.

Figura 27.- Movimiento de la explotación en el que la dragaEn el primer caso, la máquina va depositando el estéril se encuentra situada sobre la escombreracomo en el método convencional pero, al no tener elalcance suficiente, el material reposa cubriendoparcialmente al mineral, por lo que es preciso su doblemanejo colocando posteriormente el equipo sobre laescombrera. 4.2.5. Otros métodos en yacimientos simples

Para realizar esto, previamente se ha debido Las combinaciones que pueden adoptarse en lasacondicionar la escombrera, creando una plataforma operaciones con dragalina son muy numerosas pero.horizontal mediante el empuje y nivelado con tractor de además de las descritas, las más destacables son laslos estériles. siguientes:

128

-- - ------------

Banqueo extendido intermedio con empleo dedos dragalinas

método es una combinación del convencional y delbanco extendido. Una dragalina colocada en laerficie excava el banco superior de recubrimiento 48 0ositando el estéril en el fondo del hueco anterior. MINERAL •ia:)s escombros, junto con la nueva plataforma creada,stituirán el nivel de trabajo de la segunda dragalina.

BANCO EXTENDIDO PA-RA LA 22 DRAGA-

"�i7.a`., UNA---, sso. -•oQáo

MINERAL MINERALaÓC c a

MATERIAL DEDOBLE MANEJO b.°.

. 'OA

, .�L•O0MINERAL

MINERAL MATERIAL DE DOBLE MANEJO Figura 29.- Método de explotación por terrazas utilizando tres

Figura 28.- Método de exp o;,tz:on con dos dragalinas dragalinas.

trabajando en di-erentes niveles.dragalinas, alguna de ellas trabajando sobre losescombros del vertedero.

Método de terrazas En la Fig. 30 se representa la secuencia de trabajo enun yacimiento con dos capas.

;te método es una extensión del método anterior,ilicable cuando los espesores de recubrimiento sonayores y en el que se uti!izan tres o más dragalinas.

1 las secciones representadas en la Fig. 29, seseden ver las posiciones de trabajo de las tresagalinas que operan con un desfase espacial dentrola explotación.

o a(l, ao 0MINERAL Apóe ,o

.2.6. Métodos en yacimientos multicapa

entro de este grupo se ;-uadran una gran variedad9 métodos aplicados a:-_ mente al aprovechamientos yacimientos con diversa; niveles mineralizados. át.•

a planificación de estas e\; •otaciones es-más complejaMIN RALue cuando sólo existe zapa.

MATERIAL DE DOBLE MANEJOCuchos de los r-•é evos desarrollados son PARA NIVELAR EL BANCO

modificaciones o variantes ,e los métodos ya descritos Figura 30.- Método de explotación con dragalinas en un

incluyen, en muchos ;,;_os, la utilización de varias yacimiento de dos capas.

129

ti

PISTAS DE ACCESO

500 500 500 m. 500 m . 500 m. 500 m. I

PERFORADORA DRAGALINA /-TALUD NUEVO EXCAVADORA

TALUD ANTIGUO MODULO NUEVO ---0

PILAS ESTERIL PILAS ESTERIL PILAS ESTERIL

1.000m. 1.000 m. 1.000 m.

ARFA RESTAURADA ÁREA RESTAURADA ÁREA RESTAURADA

PISTA DE TRANSPOR !>!

Figura 31 .- Esquema de las pistas de acceso.

4.3. Accesos a la explotación condiciones geológicas y operativas permiten su uso,las dragalinas presentan cie rtas ventajas al realizar

Cuando la dragalina arranca únicamente el estéril de simultáneamente el arranque y el transpo rte:recubrimiento , es preciso diseñar accesos al frente paradar salida al mineral . Esto, generalmente, se hace a - Como excavan por debajo del nivel de apoyo, setravés de la escombrera, tal como se representa en la elimina el coste de extracción vert ical asociado conFig. 31 . El esquema en planta está caracterizado por el transporte con volquetes u otros sistemas.unos enlaces en forma de "T", debido a lasintersecciones entre las rampas y el hueco abie rto . - Debido a su capacidad para girar y descargar a

distancias apreciables , se prescinde en muchosMantener esas pistas para los equipos de mineral casos de unidades de transpo rte.supone una pérdida del volumen útil de la escombrera , - Tienen capacidad transpo rtarque debe tenerse previsto desde el comienzo de la P Para excavar yexplotación . Algunas de las medidas que pueden materiales con un alto porcentaje de bolos otomarse son: utilizar dragalinas de mayor alcance y bloques.altura de vertido , doble manejo del estéril sobre larampa, etc . - Dado que la operación se realiza con la máquina #•

en posición estática durante el arranque y transpo rt eActualmente , se están intentando utilizar cintas de alta del material , las condiciones ambientales adversaspendiente para la extracción del mineral del fondo de no influyen significativamente.las explotaciones hasta la supe rficie. Las dos aplicaciones más comunes de las dragalinasAdemás de esos * accesos , es necesario habilitar otros actuales se encuentran en la explotación depara dar servicio a la dragalina. Estos se disponen con yacimientos de carbón y fosfato por el método de

un espaciamiento más reducido , ya que son pistas de descubie rta . En las minas de fosfato estas máquinas.dimensiones más pequeñas y para vehículos ligeros . además de arrancar el estéril , se utilizan para

excavar el mineral, eliminándose así la necesidad deotros equipos.

Otro campo de aplicación de las dragalinas es el

5. Aplicacionesde la extracción de gravas en las terrazas de loscauces . La extracción de estos materiales se realizaen muchos casos por debajo del nivel de agua.

Las dragalinas encuentran aplicación cuando los En tales situaciones, estas máquinas debenmateriales a excavar necesitan ser transpo rtados a competir con las retroexcavadoras y las cucharasdistancias co rtas , por debajo de los 200 m . Si las de arrastre.

130

r t

Foto 7.- Vista aérea de una descubierta de carbón explotada con dragatina en Canadá.

.nque tienen capacidad para trabajar por encima del 6. Consideraciones de selecciónvel de orugas, los rendimientos caen drásticamente,)r lo que sólo se opera de esa forma en situaciones Los parámetros principales que es preciso determinar3peciales. para seleccionar una dragalína son los siguientes:

as mayores unidades, con tamaños superiores a los - Alcance del equipo.J m' de capacidad de cazo, se emplean como - Profundidad de excavación.quipos principales de producción a varios relevos y - Altura de vertido..irante los siete días de la semana. - Capacidad del cazo.

as pequeñas dragalinas se emplean en yacimientos Los tres primeros parámetros dependen del método de

iuy superficiales y, más frecuentemente, realizando descubierta, relacionado con el espesor del

Igunas de las operaciones siguientes: recubrimiento, la potencia del mineral, la anchura de laexplotación, etc. El cuarto parámetro es función de la

- Carga del estéril o mineral sobre volquetes. producción prevista de mineral que marca el ritmo deexcavación del estéril.

- Excavación y limpieza de balsas y presas deresiduos. Hay que tener en cuenta un requerimiento adicional

- Nivelación y remodelado de terrenos. cuando se utilizan varias máquinas, ya que es precisoque estén equilibradas para asegurar una operación

- Apoyo a la explotación de yacimientos multícapa. continua y ordenada.

131

--------------

Ii

El dimensionamiento geométrico de las dragalinas Igualando ambas expresiones se tiene:puede efectuarse de una forma gráfica o analítica.

H . a (1 + S) = a . p + a . h - 112 a.a/2.tageLa Fig. 32 representa una sección transversal de unfrente de explotación típico. ó H (1 + S) = p + h - a/4 . tag A

RD á h=H(1+S)+a/4.tage-p. (3)

DE FA

HD

Foctor de I Iesponjomiento h B B

H S

éoe°Óy{Y h

!3 s 90

óáo�$a'a''s (t!

Ip i---� a-�i �PL a .I. a I POLIGGONOS QUE COMPONEN LAMINERAL SUPERFICIE DE ESTERIL

a 00 0

Figura 32.- Seccion transversal de una explotación con dragalina

Las variables y dimensiones que intervienen en la p

determinación de la geometría de la dragalina son las Tsiguientes: a•p + a•h - 1/2 0.0/2 tag.e

H = Espesor del recubrimiento de estéril (m). Figura 33.- cálculo del área transversal de los escombros.p = Potencia del mineral (m).

13 = Angulo con la horizontal del talud del banco de El factor de alcance de la dragalina, suma de lasestéril (°). proyecciones horizontales del talud del tajo y del talud

e = Angulo del talud del escombro (°). del vertedero es:

h = Altura de la escombrera sobre el techo del FA = H . cotag f3 + (h + p) . cotag e,mineral (m).

a = Anchura de corte o módulo de avance de la de aquí puede obtenerse:explotación. FA - H . cotag 13

RD= Radio de vertido de la dragalina (m). (h + p) _cotag e

HD= Altura de vertido de la dragalina (m).DE = Distancia del eje de rotación de la dragalina al o

borde de su banco de apoyo (m).

S = Factor de esponjamiento del estéril (Expresado h =FA H . cotag

R_

P(4)

como una fracción decimal). cotag e

El método consiste, básicamente, en igualar el área dela sección excavada con la del escombro esponjado. La Las ecuaciones (3) y (4) permiten calcular la altura deprimera superficie es igual a : la escombrera, por lo que igualándolas se tendrá:

H . a FA - H cotag 8Por esto, el avance del estéril al tener en cuenta el cotag 9factor de esponjamiento viene dado por:

H . a . (1 + S). (1) H (1 + S). cotag e + a/4 . tag 8 . cotag e = FA - H cotag F

El área del estéril puede también calcularse con otrasvariables de la Fig. 33. H (1 + S) a H- FA _+

a . p + a . h - 1 /2 a . a/2 . tag e (2) tag 0 4 tag 6

1 J 1

---------------

H = 27 m.

H (1 + S) a H 8 =720 .

tag 8 4 tag 6 g _ 25%

El factor de alcance de la dragalina será:forma similar puede escribirse:

H (1 + S) + a + H - t (6) FAH(1+S)+ a + H - t

tag 8 4 tag 8 tag e tag 8 4 tag 13 tag 0

27 (1 + 0.25) 36 27+ + = 60,97 = 61 m.

de "t" es la altura de contacto del pie de la tag 38° 4 tag 72'ambrera con el frente lateral del mineral, Fig. 34.¡forme la altura "t" se aproxima a la potencia del La altura de la escombrera se determina con laeral, se producirá una mayor dilución de éste en su ecuación:acción o pérdidas del mismo.

FA - H . cofag(3 61 - 27. cotag 720h- P=

cotag e cotag 38°

=40,8=41m.

Por tanto, la altura de vertido será:

ESTERIL

HD=h - H=41 -27= 14 m.

-- � pes--pl Después de determinar las dimensiones geométricas,

otro parámetro de selección igualmente impo rtante es elMINERAL tamaño del cazo . Este se calculará a partir de la

producción necesaria , teniendo en cuenta las variables

¡gura 34.- Altura de Cc -:--_-1o de los estériles con el frenteque intervienen:

lateral del m:-eral, - Tiempo de ciclo de la dragalina (55 a 70 s).

- Factor de esponjamiento del material (20% a 50%).radio de vertido de la dragalina es la suma del factor

Factor de llenado (80% a 95%).alcance y la distancia de posicionado "DE", que -iste entre el eje de la máquina y la cabeza del talud. - Tiempo de operación total (depende de la

profundidad de excavación requerida para la organización).agalina es igual al espesor del recubrimiento o a la - Coeficiente de disponibilidad (80 a 90%) y de)fundidad total hasta el muro del mineral , utilización de la máquina (90%).talmente , la altura Ce vertido de la dragalina es:

Para una estimación inicial pueden utilizarse los valoresF=1 = h - H aproximados de producciones específicas de las

dragalinas de la Tabla 1 para unas condiciones mediasde trabajo.

emplo Las cifras anteriores , a pesar de tener en cuenta ladisponibilidad y eficiencia de las dragalinas , deben ser

omo aplicación de ;a_= =ormulas anteriores, considérese reducidas entre un 10 y un 15% para espesores desiguiente caso de - - _yacimiento horizontal., recubrimiento superiores a los 30 m.=1,5 m

0 Después de las etapas de estudio anteriores , es precisocomprobar que la dragalina . previamente definida en

36 m. sus dimensiones , es capaz de trabajar con la carga

133

TABLA 1

PRODUCCION ESPECIFICA ANUAL

(m3/m3 de capacidad de cazo)

- Descubierta convencional ...... ... ... ... ... ... ......... 195.000- Descubierta con banco extendido 183.000- Descubierta con doble manejo del

escombro .. ... ... 164.000Enseingt

náxima suspendida que determina la capacidad del 197. Tendencias y nuevos desarrollos ésFÉazo. En la Fig. 35 se indican gráficamente cuales son essas cargas para diferentes equipos, en función del La tecnología de fabricación de las dragalinas ha poc=actor de Alcance. evolucionado paralelamente a la de otros equipos emmineros, incorporando nuevas tendencias y componentes arren los diseños. Estos pueden resumirse en:

La- Construcción modular de los equipos. Esto permite

una fabricación más racional, así como untransporte y control de calidad más eficiente.

b Trenes de rodaje de orugas múltiples de alta4 �,Q,. , b ;4,a,t�

,`a•flotación. El accionamiento de cada oruga esindependiente, y al ser pivotantes permiten una

•� ° ta ° mayor adaptación al terreno y mejores esfuerzos detracción, con lo que se minimizan lasconcentraciones de carga en superficies irregulares.<d „

b

Componentes de accionamiento hidráulico de tipohidrostático para la traslación y movimientosindependientes, tales como elevación de la pluma

so 150 2O0 n0 sso 3 0 o giro. Conve rtidores de par combinados ConCARGA MAXIMA SUSPENDIDA ( t) motores eléctricos para los tambores de arrastre y

Figura 35.- Cargas máximas suspendidas para dragalinas con elevación.distintos alcances.

- En los accionamientos mecánicos, modulación delembrague y engranajes para suavizar los esfuerzosque se producen durante la operación de forma

or último, otros factores que deben considerarse en la repetida y para prolongar la vida de lo=elección de una dragalina son: componentes.

- En los equipos eléctricos, sistemas dePosibilidades de cambio de los ángulos de talud del accionamiento con regulación de frecuencia. CCtajo y escombrera según la litología de los forma similar a las excavadoras de cables.materiales.

- Plumas con longitudes superiores a los 180 m cuepermiten a las dragalinas operar con mayores radios

Posibles variaciones en el factor de esponjamiento. de vertido, en yacimientos profundos y multicapaPara reducir el peso estructural de las plumas Se E'.utilizará con mayor intensidad el aluminio, que has.:-, r,

- Máxima profundidad de excavación necesaria dentro ahora se ha limitado a las unidades con ura rde la explotación. capacidad inferior a los 50 m3. ' r'•

- Empleo de nuevos lubricantes en engranajes Y- Capacidad portante de los macizos rocosos en levas, así como en los cables de operacion Y c

diferentes zonas del yacimiento, etc. suspensión.

134

Monitorizacíón de los componentes principales con CABRESTANTEsensores y tratamiento de la información en DE ESCOMBRERA

ordenadores. La información que se obtiene en elinstante, o como datos históricos, consistebásicamente en: producción horaria, porcentaje de I�f Icarga del cazo, tiempo de ciclo, ángulo de giro,profundidad y altura del cazo, etc. Asimismo, puedeobtenerse una amplia variedad de listados referentesa rendimientos, condiciones de operación, íactividades de mantenimiento, etc.

Cabinas simuladas de operación para el ---- 11entrenamiento y formación del personal.

CUCHARA ABIERTAn lo referente a los nuevos desarrollos y aplicacionesa ha concebido un nuevo método por losIgenieros australianos Beatty, Lumley y Rowlands1986), para explotar yacimientos profundos conspesores de recubrimiento superiores a los 45 m. CUCHARA CERRADAs el denominado "Overburden Stripping", queodría traducirse, de acuerdo con los equiposmpleados, por "Descubierta con cuchara de.rrastre".

.as unidades que constituyen dicho método son tres: I6

- Cabrestante de escombrera . Es esencialmente una - ��dragalina de zancas modificada, en la que se hasustituido la pluma de gran longitud por una más _ f.reducida, del orden de la tercera parte y.consecuentemente, con un contrapeso más CABRESTANTE

pequeño. DE TAJO

Cabrestante de tajo . Consiste en una excavadora Figura 36.- Equipos principales empleados en la explotación.

de cables, también modificada, en la que el equipode trabajo y el bastidor en "A" se han sustituido por El ciclo de excavación comprende las siguientes fases:una pequeña pluma. Las cargas que debe soportaresta unidad son comparativamente más pequeñas 1. La cuchara se coloca al pié del talud de tajo yque en la anterior, ya que actúa sólo sobre el cable estando abierta se tira de ella en dirección a lade retorno. Durante la operación esta máquina no escombrera, de forma que vaya llenándose delrequiere girar sobre el tren de orugas. material excavado.

Cuchara . Los dos equipos anteriores quedan unidos 2. La cuchara continúa desplazándose sobre el talud demediante los cables de arrastre y el de retorno, la escombrera hasta alcanzar el punto de vertidofijados a la cuchara. Estas cucharas se construirán deseado. El relleno podrá comenzarse en la cabezacon una geometría especial y con unos tamaños de la escombrera siempre que el ángulo de ésta seavarias veces superiores a los cazos existentes de inferior al de reposo del material.las dragalinas . Fig. 36. La placa horizontal constituyeel cierre superior que garantiza que la cuchara 3. Se libera la tensión de los cables de arrastre y se"flote" sobre el material que la llena y facilita la actúa sobre el cable de retorno. La cuchara secarga durante la fase de trabajo. La hoja de la desplaza hasta el pie del tajo , repitiéndose el ciclocuchara puede girar con respecto a la placa anterior de trabajo.y dispone en su borde de ataque de dientes para laexcavación. El peso de las cucharas no debe sersuperior al de la carga que contienen. Las ventajas principales de este método, frente al

alternativo de dragalinas, son las siguientes:En cuanto al modo de operación, la dragalinamodificada trabaja sobre la plataforma de la escombrera, 1. No se realiza doble manejo del estéril, ya que éstemientras que la excavadora modificada lo hace sobre el se puede transportar a una distancia grande delnivel del tajo, Fig. 37. En ambas zonas se hace preciso hueco de la explotación.el concurso de tractores para nivelar el terreno. Loscables de arrastre se conectan a la cuchara y al 2. La carga es depositada en un área de dimensionescabrestante de la escombrera, y el de retorno al reducidas, que es mejor que cuando se vierte desdecabrestante de tajo y a la cuchara. lo alto de un montículo sobre sus taludes.

135

- -PERFORADORA - -- - _`

CABRESTANTEDE ESCOMBRERA

SUBESTACION\ \ \ *" �i /� // ELECTRICA

CABRESTANTEDE TAJO

CUCHARA DEARR TR

Figura 37.- Método de explotación con cuchara de arrastre.

3. Los problemas de deslizamientos en el vertedero son serían similares a las que se vienen utilizando en lamenores , ya que el ángulo de talud de trabajo es explotación de graveras en húmedo, pero dotadas demuy tendido , la supe rficie se compacta por el propio trenes de rodaje.peso de la cuchara (hasta 250 t), y el recubrimientopuede ser selectivamente colocado en un lugar onivel deseado. - 24-

»É4. No se necesitan otros equipos complementarios xo áQA

F4`'o4cuando aumenta la profundidad, tal como sucedecon las dragalinas . Por ello, se reduce el número de °W` 1e c�cy�smáquinas de operación . Es posible trabajar con Ñcualquier espesor de recubrimiento , sin más que w tzalargar los cables de arrastre y retorno.

eDel estudio realizado por Beatty et al. se reproduce el JL 4

occ3 01 gso,4 ofgráfico de la Fig. 38, en el que se comparan las 4producciones que se obtendrían , para diferentes °Orprofundidades o espesores de recubrimiento, con o

áo 50 60 70 eo zao 100 no 120 130 140 1 50dragalinas y cucharas de arrastre con una potenciainstalada de 4.476 kW.

PROFUNDIDAD (m.)

Figura 38_ Producciones anuales en función de las profundidadesLa productividad de las dragalinas disminuye con la de explotación.profundidad de forma acusada como consecuencia deldoble manejo del estéril . El segundo sistema consistiría en la utilización de una

Finalmente , otros sistemas , en cierto modo similares a dragalina que incorporaría una pluma vertical , además

los anteriores y diseñados en la Universidad de de la inclinada , y un cabrestante móvil montado sobre

Pensilvania , consisten en el empleo de dragalinas un tractor de orugas , Fig. 40.modificadas para trabajar, bien con unidades similares,o con tractores de orugas actuando de estaciones de Este último sistema precisaría de unidades de transpo rt e

retorno de los cables de arrastre . complementarias , ya que el material se descarga al piede la dragalina . Su principal aplicación se encontraría,

En el primer caso, se trataría más bien de torres además de en la explotación de yacimientos, en elmóviles como la representada en la Fig . 39. Estas modelado de terrenos para su posterior restauración.

136

TORRE. y,

DE COLA ESTERIL DE LA CUCHARA TORRE DERETORNO DE ARRASTRE CABEZA

STE IL DE EXCAVADORA

F o-ia 3: - Ao-•cac:o,- ce j -,i c,,c^a•a ce a«asare co- eos ;o!,es

Figura 40.- Dragalina modificada trabajando con un tractor que actúa de cabrestante.

Una innovación reciente , introducida en algunas Las voladuras se disparan con un diseño modificado,explotaciones donde se utilizan dragalinas , consiste en con respecto a las convencionales , y los taludesaprovechar las voladuras para desplazar , con la energía laterales activos se excavan mediante filas de barrenosdesarrollada por los explosivos , el mayor volúmen de de precorte con el fin de aumentar el rendimiento deestéril al hueco de los módulos anteriores. En las operaciones , al dejar éstos con un ángulo próximodeterminadas minas se llega a mover con ese a los 90°.procedimiento hasta el 60% de todo el estéril , de maneraque las dragalinas sólo tienen que manipular el 40%restante . En la Fig. 41 se representa una perspectiva del En la Fig. 42 se ilustran las fases de explotación en unmétodo de explotación , donde se combina el trabajo de la yacimiento de dos capas , cuando se aprovechan lasdragalina con las voladuras de desplazamiento . voladuras para el movimiento del estéril.

137

C

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41

138

APITULO V

alas cargadoras

Introducción Existen dos tipos de unidades, que se diferencian en eltren de rodaje:

primera pala cargadora apareció en Estados Unidos - Máquinas sobre orugas.1939 y consistía en un tractor de ruedas con un - Máquinas sobre ruedas.zo en la parte delantera accionado por cables. En la

:cada de los años cuarenta se introdujeron numerosasodificaciones: colocación del motor en posición traseraira mejorar la tracción y estabilidad, brazos soportes Ila cuchara a ambos lados del equipo, accionamiento

dráulico de la cuchara y tracción a las cuatro ruedas.osteriormente, en los años cincuenta se introdujo laarvotransmisión y en la década de los sesenta el X-1 1seño articulado.

istos equipos, por su gran movilidad, maniobrabilidad y Fgura 1.- Palas cargadoras de orugas y ruedas.

ersatilidad, han tenido una gran popularidad, tanto enbras públicas como en minería a cielo abierto,lcanzando la máxima penetración en la década de los De acuerdo con la capacidad del cazo, se establecen tres categorías

etenta con la aparición de máquinas de 125 t, capacesde palas cargadoras, Tabla 1.

e cargar volquetes de hasta 154 t.

in los años 80 se produjo una paralización en el;recimiento de las palas, existiendo siete fabricantes con TABLA 1:ólo nueve modelos con cazo superior a 10 m'.

CAPACIDADEsta falta de crecimiento se ha debido a dos causas: CATEGORIA (m )- Falta de crecimiento de los volquetes que en una

década sólo han pasado de 154 a 200 t.1- Pequeñas < 4

- Fuerte penetración en el mercado de las II - Medianas 4 - 8excavadoras hidráulicas, tanto en los movimientosde tierra como en la minería a cielo abie rto. iii - Grandes > 8

2. Tipos de unidadesLas palas cargadoras sobre orugas se construyen dentro

Las palas están capacitadas para efectuar las siguientes de la Categoría 1, utilizándose fundamentalmente comooperaciones: maquinaria auxiliar y como cargadora en situaciones

favorables.- Carga de volquetes, vagones o tolvas

- Carga y transporte, eliminando en cortas distancias Las palas de ruedas han seguido en su evolución alel empleo de volquetes. tamaño de los volquetes. Mientras que las máquinas de

la Categoría II se emplean fundamentalmente como• Desde el frente de voladura hasta la unidades de carga asociadas al arranque mediante

machacadora móvil. tractores y con volquetes, comprendidos entre las 35 y• Desde el stock de material hasta la planta de 50 t, -que es la gama más utilizada en los

tratamiento. movimientos de tierra de obra pública- los equipos dela categoría III, que pueden llegar a tener cazos dehasta 25 m', se utilizan sólo en los grandes proyectos

- Como máquina auxiliar: limpieza de tajos antes de y, fundamentalmente, en la minería a cielo abierto, yala voladura, preparación de rampas, apertura de que pueden cargar volquetes con capacidadestajos antes de electrificar, manipulación de bolos superiores a 85 t. En las explotaciones mineras tienenpara su taqueo, construcción y limpieza de pistas de una doble misión, ya que actúan como máquinas detransporte, etc. carga y como equipos auxiliares.

- Como máquina de empuje, sustituyendo a lostractores: limpieza de los tajos de carga después de Dado que en minería son las palas de ruedas las deefectuar la voladura y realizando la carga combinada aplicación casi exclusiva, este capítulo se dedica a estecon la excavadora, extendido en la escombrera, etc. tipo de máquinas.

139

3. Características generales y de - Gran anchura del cazo que le permite manejar

diseño grandes bloques o piezas.

- Posibilidad de obtener mezclas en el tajo debido aLas características principales de las palas cargadoras la gran movilidad. ¿ Pcson: seFacilidad para mantener un piso de carga más- Gran movilidad, alcanzando hasta los 45 km/h y por limpio, no precisándose máquinas auxiliares para Y. _ello pueden realizar el transporte a cortas estos menesteres, como en el caso de excavadoras

distancias. de cables o hidráulicas.

- Altura de descarga comprendida entre 3 y 6 m. - Adaptabilidad a diferentes métodos de arranque y _transporte.

- Diseño muy compacto con una relación media Pesoen Servicio/ Tamaño de Cazo de 7,5 t/m', Fig. 2. - Menor inversión de capital que en otros sistemas de

carga.

Menor peligro de envejecimiento debido a su menorYreo vida útil (10.000 a 15.000 h). w

150-Facilidad de reventa. á

w1ÉÓ - Posibilidad de alquiler y contratación. áN = CZ °Ó Mantenimiento sencillo por el sistema de intercambio

C ° de conjuntos. r ñ6o °

á - Menor necesidad de práctica y experiencia del °personal que con otras unidades de carga.

° i a 6 e I t la 11 ¡t Sin embargo, las palas de ruedas presentan losCAPACIDAD NOMINAL DEL CAZO (M3) siguientes inconvenientes:Figura 2.- Relación entre la capacidad de los cazos y el peso en

servicio de las palas de ruedas. - Requieren un tratamiento del material a cargar.mediante ripado y empuje o con voladura y empuje.

Relación favorable de Potencia instalada/Capacidad para evitar que se produzca un descenso drásticode la producción.

de cazo, alcanzándose un valor medio de 62HP/m3, Fig. 3. - Para igual capacidad del cazo tienen una menor

productividad que las excavadoras.

110 - Precisan de amplio espacio para maniobrar, ya quex necesitan desplazarse durante la operación de

1000 carga.S k

La productividad se reduce con la aparición deL problemas de tracción, en suelos embarrados Y600 ° blandos.

a°° Cuando el piso de la explotación se encuentra con,grandes repiés y se trata de rocas duras Y

Yoo abrasivas, se dispara el coste de los neumáticos.

e a 6 e a It 14 K 10 20 22 - La menor vida de estos equipos se traduce en unosCAPACIDAD NOMINAL DEL CAZO (m3) mayores costes de propiead.

Figura 3.- Relación entre la capacidad de cazo y la potencia -de las palas. Necesitan bancos de altura reducida para operar }

con seguridad.

Capacidad para remontar y trabajar en pendientes. - Presentan un mal rendimiento energético debido aque, cuando realizan la carga, se ejecutan

- Excelente maniobrabilidad y radio de giro pequeñomovimientos improductivos.

gracias a la articulación central. - Menor disponibilidad mecánica que las excavadoras.

140

Condiciones de trabajo para el operador más descarga no aumenta en función de la dimensión depenosas que en otras máquinas de carga. la máquina.

- La capacidad de acarreo, el tamaño de las ruedasotro lado, el aumento del tamaño de estos equipos y la velocidad de desplazamiento no aumentanha traducido en los siguientes hechos: proporcionalmente con la dimensión del equipo, lo

que hay que tener en cuenta cuando se pretendeAumento de los tiempos de movimiento de los cargar y transportar con palas de ruedas.cilindros hidráulicos, proporcionalmente al tamaño decazo. - A medida que se mejora la robustez de las palas,

se incrementan sus pesos, por lo que tienen másFuerzas de arranque específicas (Fuerza de inercia y se requiere mayor potencia. Por otro lado,rotura/Anchura de cazo) proporcionales al tamaño la capacidad máxima de arranque se ve limitada pordel cazo, por lo que aumentan linealmente con la disponibilidad de chasis estructurales resistenteséste. y grandes motores. Como se ha indicado

anteriormente, las máquinas más grandes tienen,w comparativamente, ruedas más pequeñas, lo que se

traduce en una disminución de la estabilidad. Esto100 ° significa en la práctica que el mayor tamaño de pala,O ° introducido en el sector de movimiento de tierras es

el comprendido entre 8 y 13 m' de capacidad de500cazo,dejando los mayores equipos como unidades500 auxiliares en las explotaciones mineras a cielo

° abierto.400aoo En lo relativo al diseño y construcción de las palas de

ruedas, las partes más importantes son:200 gO- El chasis.

1002 4 6 6 l0 12 14 16 16 20 22

CAPACIDAD NOMINAL DEL CAZO (m;) - El motor.

Figura 4.- Relación entre la Capacidad del cazo y la fuerza de - La tran$miSiÓn,arranque de fas palas. - El sistema hidráulico.

- La fuerza de tracción específica (Fuerza deEl equipo de trabajo.

tracción/Anchura del cazo) se incrementa con el - El cazo,tamaño del cucharón. - La cabina.

- La altura de descarga y el alcance aumentan - Los neumáticos.aproximadamente el doble para un incremento decuatro veces la capacidad del cazo.

A continuación, se describe cada uno de estos- La capacidad de acarreo permanece constante para componentes principales de la estructura de una pata,

una variación del 20% del peso de la máquina. salvo los motores, que se estudian en capítulo aparte.

- La velocidad de transporte varía poco con el tamañodel cucharón. 3.1. Chasis

- El tamaño de las ruedas no aumenta Salvo en los equipos muy pequeños, el chasis estáproporcionalmente con el tamaño del cazo. formado por dos semichasis unidos por una articulación

doble con eje vertical, Fig. S.

De todos estos comentarios se deducen las siguientes CHASIS DELANTEROconclusiones: °

- Las máquinas de mayor tamaño presentan mayorresistencia estructural y capacidad de arranque,produciendo mayores rendimientos en condicionesde excavación difíciles.

CHASIS TRASERO

- El aumento en el tamaño de la pala no permite a ARTICULACION DEéstas trabajar en bancos altos ni descargar en EJE VERTICAL

grandes volquetes y tolvas, ya que la altura de Figura S.- Chasis de una pala de ruedas articulada.

141

En el semichasis delantero, con una forma más o 3.2.1. Transmisión mecánicamenos triangular, va anclado todo el equipo detrabajo. Existen tres sistemas de transmisión mecánica:El semichasis trasero tiene forma de caja y debe - Mecanismo de regulación de la velocidad del motor.soportar además del eje y su diferencial ( al igual El motor acciona un convertidor de parque el delantero), el peso del motor y de la convencional.transmisión y, generalmente, la cabina y mandosdel operador. - Mecanismo de regulación por modulación de

potencia, situado entre el motor y el convertidor deEstán construidos de acero de alta resistencia , par. La velocidad del motor y de la bomba hidráulicaespecialmente diseñados para soportar esfuerzos de permanecen constantes.carácter continuado, tanto de torsión como deflexión. Van unidos mediante dos pasadores de - Mecanismo de regulación variable, con variosacero endurecido que se insertan en cojinetes de convertidores de par. Los convertidores de Parrodillos. regulan la velocidad de traslación manteniendo la

La distribución de masas evita la necesidad de unvelocidad del motor en un régimen constante.

contrapeso y mantiene bajo el centro de gravedad. La transmisión mecánica está constituida por los

La articulación permite, mediante la acción de lossiguientes componentes. Fig. 7.

vástagos de dos cilindros hidráulicos, uno a cada lado, -. Convertidor de par. La finalidad es disponer de ungiros a izquierdas y derechas, con ángulos órgano que multiplique el par, disminuya el númerocomprendidos entre 350 y 45°, lo que aumenta la de revoluciones y brinde un número de relacionesmaniobrabilidad de la máquina. de cambio, normalmente de 3 a 4,8. Transmite el

par motor, transformándolo en fuerza hidráulica. ypermite variar la velocidad de modo continuo. Seemplea acoplado a una transmisión por engranajespara diversificar los márgenes de velocidades.

Caja de cambios. Suele ser del tipo "Power-Shift" o0. 4 servotransmisión con control simple, disponiendo de }

�,,��, varias velocidades hacia adelante y hacia atrás.

CONVERTIDORDE PAR

TRANSMISION

O

�' .�� / aspo EKrc~ DE MIO O PLEJES

ANETARIO!

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�puNOR03 DE VUELCO

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- t

�-ALCANCES p CktUa4 `

_ I.OEL WLON opS,CgN OETaANSPORTE

ALTURA

DE C&Q"'\\¡yJ,J\J

5�.;o Figura 7.- Transmisión mecánica de una pala cargadora

SNIMLONIRTM °0N CW"AAON ~E - Arboles de transmisión . Transmiten el movimiento a

wELO

los dos ejes, consiguiéndose así la tracción a lasFigura 6 .- Pala de ruedas articulada. cuatro ruedas.

Diferenciales , ejes y mandos finales. Los

3.2. Transmisióndiferenciales suelen llevar un dispositivo"autoblocante ", lo que palia los problemas dedeslizamientos . La ventaja de este dispositivo es

Las palas de ruedas utilizan motores diesel como fuente que, cuando un eje tiene una rueda deslizando y lade energía primaria, cuya descripción se ve en capítulo otra sobre el terreno con tracción, este mecanismoaparte , como ya se ha indicado. envía todo el par a la rueda que tiene tracción.

En estas máquinasevitando así que la máquina quede atascada. En

pueden utilizarse dos tipos de cuanto a los ejes , el trasero oscila para proporcionartransmisión: mecánica o eléctrica. mayor estabilidad a la máquina y permitir que todas

142

las ruedas hagan contacto con el suelo, a fin de - Sopladores de refrigeración de motores, circuitoobtener mejor tracción . Los mandos finales suelen hidráulico , generador , filtros de aire , frenos, etc.ser de tipo planetario para lograr un mejor repa rtode las cargas . - Ejes planetarios en cada rueda.

- Frenos de disco accionados hidráulicamente.

.2. Transmisión eléctrica El sistema incluye circuitos integrados para controlar losparámetros de operación , tales como control de tracción

sistema de transmisión eléctrica dispone de un motor de las ruedas para eliminar el deslizamiento y el frenadogira a velocidad constante y que está acoplado a dinámico , así como los circuitos de iluminación.

generador de corriente alterna y a una caja reductorala que van conectadas las bombas del circuito Las ventajas del sistema de transmisión eléctrica puedenráulico de elevación y de dirección . resumirse en:

- Se elimina la transmisión mecánica y con ello losdesgastes de los engranajes y ejes articulados.

o l - La transmisión de energía entre el grupo motor y elgrupo propulsor a través de cables permite aumentar

#mao el ángulo de articulación total hasta 900 (2 x 45°).ira

- Menor desgaste de los neumáticos al adaptarautomáticamente el par motor a la adherencia delterreno.

- Frenado más eficiente, pues la energía cinética de }la máquina se convierte en los motores de lasruedas en corriente eléctrica y ésta se devuelve enparte al generador (20%) y el resto se disipa en unconjunto de resistencias diseñado a tal fin. Elempleo del frenado dinámico reduce el desgaste delos -frenos de servicio y suele ser suficiente para

Figura 8.- Pala con transmisión e l éctrica. parar la máquina en terreno horizontal.

resto de los componentes principales son: - El sistema hidráulico de accionamiento de lacuchara está regulado electrónicamente , pudiendo

Rectificador de corriente aumentar la velocidad de elevación y descarga.

Motores de tracción de corriente continua en cada Por el contrario, los inconvenientes que presentan esterueda . Fig.9. tipo de máquinas son:

- Necesidad de especialistas eléctricos y electrónicospara las reparaciones y el mantenimiento.

- Mayor número de averías en los motores eléctricosen ambientes de polvo y humedad.

En la Fig . 10 puede verse el diagrama de bloques de latransmisión eléctrica de una pata.

e 0 0 t )e

0 O3.3. Sistemas hidráulicos

e o 0 0 El circuito hidráulico de una pala de ruedas acciona los' cilindros de la cuchara, los cilindros de elevación y los

cilindros de la articulación , todos ellos de doble efecto.

La bomba que acciona los cilindros de la articulación1 A debe producir la presión de aceite suficiente paraFigura 9.- Motores electncos en las ruedas de una pala . controlar la pata, incluso cuando el motor de la máquina

143

vBomba sistemahidrdulico 1

MOTOR DIESEL GENERADOR C. A. Bomba2150 RPM cont. 700 kW F. P. 0,6 dirección Motor860 H P 545V 1.236 A Bombo sistema 150 CV

hidrdulico 2

t

RectificadorSopladores i MotorExcitoc . ---¡ 150 CVC. A. 20%

Luces Excitoc. -- --Motores

tAlternador Bateriocarga batería 24 V

Controlador Motor100 CV

f

L - --Acelerador Resistencias trenado dinámico

tMarcha adelante ¡ ¡ ¡Marcho atrás Motor 1

IOOCV IrlIIIL--___ - `,

Avance ` --------___ I Y

L---`-----_--_= _---___==---------• Frenodo dinámico E--------------

80%

F r. 'a 10 - Esquema genera oe :a :ransm,s,on oe una pala cese: e,ecr!ca F aratror L 800

Foto 1.- Pala cargadora diesel-eléctrica.

1 4 A

�:f CNr

.Y`

Figura 11.- Circuito hidráulico de una pala de ruedas.

nciona a bajo régimen. Igualmente, cuando se produce En un extremo están unidos al chasis mediante bulonesexcavación y carga y el motor se encuentra al y en el otro va colocado el cazo, también mediante

,gimen máximo debe existir un exceso en la capacidad bulones que actúan de bisagra en el volteo del cazo.el circuito de la articulación para aumentar la delircuito de carga. En cuanto al mecanismo de volteo existen dos

configuraciones. Actualmente, la más utilizada es la que:n el circuito de la Fíg. 12 se disponen dos bombas se conoce como "Cinemática en Z", Fig.13, que-ara alimentar el circuito principal y el de la articulación. multiplica la fuerza y velocidad de volteo gracias a su:uando se produce el máximo régimen del motor, un mejor geometría. Este mecanismo está accionado porensor de velocidad manda aceite del circuito de uno o dos cilindros hidráulicos, según modelos.articulación al circuito principal que acciona el cazo y el►razo de la máquina. Un sensor de presión controla el Ambos mecanismos definen la trayectoria del cazo,raudal en el circuito principal, consiguiéndose la amplifican las fuerzas ejercidas por los cilindros)otencia máxima del sistema cuando se empuja en la hidráulicos y actúan sobre el volteo del cazo en elfila de escombro durante la carga y, cuando la presión posicionamiento y en el vaciado. Si el diseño espaja, al elevar el cazo mandando aceite al circuito de la adecuado, se mejorará el coeficiente de llenado de laarticulación para conseguir un ciclo rápido. cuchara, se disminuirá la presión del fluido en el circuito

y se evitarán los calentamientos del aceite.

3.4. Equipo de trabajo Los requerimientos básicos son los siguientes:

El equipo de trabajo está constituido por el mecanismo - Resistencia estructural adecuada.de elevación, el mecanismo de volteo y la cuchara. - Articulación en línea sellada.

El primero de los mecanismos está formado por los - Mínimo número de elementos y articulaciones.brazos de elevación, que son de acero de alta - Peso reducido.resistencia, están unidos por un puente central quegarantiza la solidez del conjunto, y son accionados por - Alto grado de giro hacia atrás del cazo paracilindros hidráulicos, para subirlos y bajarlos. minimizar los derrames en las maniobras.

145

FILTRO

VVLVUL

BDEMANDA

VALVULA DE CONTROL

DEPOSITO BOMBA DE CARGADE ELEVACION YVOLTEO IZQUIERDO

DE ACEITE

HIDRAULICO BOMBA DE DIRECCION

VOLTEO ELEVACION

BOMBA DECARGA

VALVULA DE CONTROLDE ELEVACION Y

f VOLTEO DERECHO

Figura 12.- Diagrama esquemático de un circuito hidraulico incorporando válvulas y bombas de regulación.

Elevado giro hacia adelante para descargar el cazo alcanza la altura de descarga, "Dump kick-out", quepor completo. finalizan la acción cuando el cazo ha girado hacia

delante totalmente, y "Return lo dig", para posicionar- Deceleración del cazo para minimizar impactos al el cazo en el suelo con el ángulo de excavación

finalizar la descarga. deseado.

- Control de la orientación del cazo cuando se elevey se baje. Tales sistemas reducen los ciclos de trabajo.

disminuyen la fatiga del operador y evitan daños alas máquinas.

Después de llenar la cuchara, el operador debeconcentrarse en las maniobras de la máquina yposicionar ésta para descargar. De igual manera, En cuanto a los cazos, se diseñan con una anchuradespués de descargar el material, debe maniobrar hacia algo mayor que la de las máquinas, de forma que alel tajo de carga. Los movimientos del cazo pueden introducirlos en las pilas de escombro no se produzcanautomatizarse durante los periodos en los que debe daños en los neumáticos. Estas anchuras hacen que losreposicionarse para la segunda fase. Esto se consigue cazos tengan una estructura más débil que los de lascon un diseño adecuado del equipo y secuenciando las excavadoras de cables e hidráulicas, con una relaciónacciones hidráulicas para, en esencia, completar las anchura/volumen más baja. Como además se debeacciones iniciadas por el operador. maximizar la carga útil, se deben construir con el menor

peso posible. Por esta razón las fuerzas de arranque deEstos ciclos automáticos ajustables se denominan: "lift- las palas de ruedas son mucho menores que en laskick-out", que detienen la elevación cuando el cazo excavadoras.

WKg.100 Kg. t .,

100 Kg. O- ® q .

.,Jy• ii t

75 Kg.

Figura 13.- Mecanismo de accionamiento del cazo a) en paralelo. b) en "z".

1A?

Especial atención debe prestarse al material dedesgaste : portadientes , dientes , cuchillas, labios y

° cantoneras , existiendo gran variedad de diseños quepermiten , además del recambio rápido , la selección más

° idónea en función del material a cargar.ALTURA DE

° DESCARGA Asimismo , es necesario reforzar la estructura interior yexterior de los cazos que se va desgastando y

ELEVACION debilitando con el uso.

Los cazos están articulados en dos puntos: en losextremos de los brazos de elevación y en otros puntos

° superiores mediante una biela que determina el ánguloque forma con la horizontal.

° r 1 .... ANGULO 3.5. CabinaDEL CAZO

La cabina va colocada normalmente encima de laa rticulación y puede formar parte del cuerpo delanteroo trasero.

:¡gura 14.- Posicionado automático de la cuchara de una pala.

Las ventajas de la ubicación en el cuerpo delantero son:

,s cazos se clasifican en tres tipos , Fig. 15, según los - Mejor visión del operador durante la operación.ateriales con que se vaya a trabajar:

Materiales ligeros . - Aislamiento de la cabina de los ruidos y vibracionesproducidas por el motor.

Uso general.

De roca. Las ventajas de la situación trasera , que es la másutilizada, son:

,s dos primeros son cazos rectos y el último se - Mayor confo rtabilidad debido a los giros másinstruye con el borde de ataque en forma de "V" para pequeños de la pa rte trasera.ejorar la penetración.

- Mayor seguridad en la operación.primer tipo lleva labios antidesgaste y los otros dos Circuito hidráulico y eléctrico más simples.:van dientes.

cazo de materiales ligeros se usa para manipularoductos de baja densidad, como el carbón , arenas,c. El cazo de uso general se utiliza para manipular 3.6. Neumáticosateriales sueltos de densidad media , y el cazo deoca, como la palabra indica, se emplea en los Se estima que entre un 10% y un 20% de los costes de.ovimientos de tierras y en las explotaciones a cielo mantenimiento de una pala cargadora están relacionados-)ie rto con rocas voladas o ripadas y densidades con los neumáticos , por lo que debe prestarse una granedias a altas . atención a este capítulo.

Figura 15.- Tipos de cazos.

147

Existen tres tipos de neumáticos aplicables a las palas al que se adapta mediante una nervadura una bandade ruedas: de tejas.

- De lonas sesgadas. La ventaja de este tipo de neumáticos son: mayor

- Radiales.duración, menor desgaste y mayor estabilidad debido asu mayor anchura.

- Beadless.Por el contrario, los inconvenientes que presentanson: mayor inversión y niveles de ruido, y mayor

Los neumáticos "Beadless" consisten en un elemento fatiga del operador por los elementos de rodaduratubular de caucho, con aire o nitrógeno en su interior, más rugosos.

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Foto 2.- Pala de ruedas montando cadenas en los neumáticos delanteros.

1QA

Operaciones básicas y práctica posición de máxima retención de carga . Depende de la

operativa capacidad del sistema hidráulico y del peso de lamáquina.

s parámetros que influyen en la productividad de unala cargadora son:La fuerza de penetración.

La fuerza de arranque. I I!La fuerza de elevación.El tipo de cazo. ° 221

La distancia de maniobra.

1. Fuerza de penetración °101.6mm

fuerza de penetración es función del esfuerzo deacción de la máquina y de la inercia de la misma.

Figura 16.- Fuerza de arranque.i energía cinética que lleva la pala al aproximarse alaterial depende de la velocidad de desplazamiento, ycontrola por el operador evitando daños estructuralesla máquina. Los modelos de gran tamaño se Capacidad del cazo)roximan al tajo a baja velocidad , pero sus elevados 4.4 .

esos le proporcionan una gran inercia.La capacidad del cazo se puede dar de dos formas:

i fuerza de tracción depende de las condiciones del - Al ras.rreno en contacto con los neumáticos y oscila, segúntipo de firme y neumáticos , entre el 30% y el 90% del - Colmada.?so en operación . Como consecuencia de ello, laacción corre a cargo tan sólo de la potenciaansmitida a los ejes y , fundamentalmente , al delantero , La "capacidad al ras" es el volumen contenido en elie es sobre el que gravita el mayor peso . cazo una vez nivelada la carga entre el filo y la parte

trasera del cazo.a fuerza de penetración variará pues con:

La "capacidad colmada" equivale a la capacidad al ras- La potencia del motor. más la cantidad adicional que se acumule con un talud- La desmultiplicación de la transmisión . 2: 1 de ángulo de reposo , y el nivel al ras paralelo al

suelo.- El diámetro de los neumáticos.

- Las condiciones de adherencia del terreno, y 2- El peso de la máquina y su distribución por ejes . 1 �-

CAPA

!.2. Fuerza de arranque ...�FILO Cte. 80RDE DE LA

a fuerza de arranque o desprendimiento es la fuerza PLACANDiáxima y continua en sentido ve rtical ascendente

conseguida por medio de la capacidad para elevar yecoger el cucharón alrededor del punto de giroespecificado , Fig. 16.

Figura 17.- Medida de la capacidad del cazo.

1.3. Fuerza de elevación4.5. Práctica operativa

-a fuerza de elevación es la que se ejerce paraascender el máximo peso de la carga en el cucharón a La forma general de trabajo de una pala de ruedas esma altura especificada , con el cucharón situado en la la siguiente : la máquina se acerca al frente de carga

149

con el cazo al nivel del suelo, la cuchilla horizontal y 5. Aplicacionescon la velocidad más corta de la caja de cambios. Unavez que ha penetrado el cazo en el terreno se procede Las palas de ruedas tienen dos aplicaciones básicas:a la carga del mismo mediante movimientos de cabeceo, como equipos de carga y como equipos de carga yapoyando la parte posterior del fondo sobre el terreno transporte.y manteniendo el empuje frontal, con una nuevaelevación de los brazos hasta que se llene el cazo.

5.1. Unidades de carga

Existen cuatro procedimientos por medio de los cualesse puede efectuar la carga sobre las unidades de

l , r transporte:

Método tradicional con una pala.

Figura 18.- Movimientos del cazo durante la carga. - Método tradicional con dos palas.

- Método alternativo.La duración de esta fase depende de: el tamaño de la - Método en cadena.máquina, el tipo de material a cargar y la habilidad deloperador.

A continuación se explica en qué consiste cada uno deA continuación, se cambia el sentido de marcha, ellos, con las ventajas e inconvenientes que plantean.retirándose del frente con el cazo elevado, y en unmomento dado vuelve a desplazarse hacia delante conel fin de aproximarse al punto de vertido para depositarla carga. La trayectoria que describe la pala es 5.1 . 1. Método tradicional con una palahabitualmente en forma de "V".

En la Fi 19 puede verse el procedimiento másConsiste en colocar el volquete sensiblemente normal al

g' p p general frente de carga y desde uno de los laterales cargarlode operación de una pala con un volquete. totalmente con una pala, Fig. 20.

O O =��-- CARGA

MARCHA ATRAS CARGADA -~ Figura 20.- Método tradicional.

VOLQUETE Las principales ventajas son:

É-1O- Es adecuado cuando la producción requerida está

próxima a la producción de carga de una unidad-~DESCARGA

Figura 19.- Fases de trabajo de una pala como equipo de carga.Es muy conocido por los operadores y no presentaproblemas de ejecución.

- Permite descomponer el equipo en tajos de cargadistintos.

Como es lógico, la capacidad de producción depende de - Permite la carga en tajos estrechos.la distancia recorrida por la pala, ya que ésta trabajadesplazándose. Se intentará pues que el recorrido de la - Una vez situado el volquete no hay que variarlo deunidad sea el menor posible. posición.

-------------

'or otro lado, los inconvenientes más destacables son: 5. 1.3. Método alternativo

Elevado tiempo mue rto de las unidades de Consiste en colocar la primera pala normal al frente contranspo rte durante la carga. el cucharón cargado y preparado para volcar. El

volquete, al llegar al tajo, se coloca entre el frente y laMayor número de unidades de transpo rte para pala y recibe el primer cazo; después realiza unaproducciones altas. pequeña maniobra y se coloca normal al frente con la

caja hacia el mismo , recibiendo así el segundo cazo deNecesidad de buen acoplamiento para reducir la otra pata. En la misma posición recibe el tercer cazotiempos de espera. suministrado por la primera pala, que ha cargado

mientras tanto , y el cuarto otra vez por la segunda,Cierto tiempo de espera de la pala hasta que se Fig. 22.coloca el volquete.

5.1.2. Método tradicional con dos palas

Es análogo al anterior , con la única diferencia de que lasegunda pala carga simultáneamente al volquete desde 2el otro lado de éste, Fig . 21. 3

Figura 22 .- Método alternativo.

Este método posee las siguientes ventajas:

- No hay tiempos muertos ni para las palas ni paralos volquetes.

- El tiempo de carga es más co rto que en el métodoanterior.

Figura 21.- Método tradicional con dos palas.

Las desventajas más impo rtantes son:Las ventajas principales son:

Dificultad para posicionarse en el lugar correcto.- Es adecuado cuando la producción requerida está

próxima a la producción de carga de dos unidades . - Más complicado de ejecutar por los operadores.

- Es conocido por los operadores y no presenta - Al variar el número de cucharones con el que seproblemas en su ejecución . carga el volquete , cambia totalmente el

planteamiento (número impar de cucharones).- Aunque tiene un ciclo de carga algo superior al del

método alternativo es más flexible, por lo que serámás fácil de mantener en la práctica.

- Una vez situado el volquete no hay que variarlo deposición . 5.1.4. Método en cadena

Se dispone de tantas palas como cazos se precisanY los inconvenientes que plantea son: para cargar un volquete . Las palas se colocan

normales al frente con los cazos llenos y separados- Necesita tajos más amplios que el método ante rior . de dicho frente entre 8 y 10 m, entonces empiezan

a descargar sobre el volquete que pasa entre el- Precisa cierto tiempo de espera de las palas frente y las palas deteniéndose ante cada una de

mientras se coloca el volquete . ellas, Fig. 23.

151

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Figura 3.- Carga de un volquete por el método tradicional con dos palas.

Y los inconvenientes son:

- Requiere una producción muy alta en un tajo único

ASIW�q

- Se precisan tajos muy amplios.

- Dificultad para posicionar el volquete.

8-IOm- Mayor riesgo para los neumáticos.

.

3 De un estudio realizado por una casa fabricante co^palas de 9,6 m3 y volquetes de 77 t, se registraron los

Ó Ó datos que aparecen en la Tabla II.

Como normas generales de operación hay que observarlos siguientes puntos:

Figura 23.- Método en cadena.

- La altura de banco óptima es la comprendida entreLas ventajas de este método son: la articulación del brazo y la altura de alcance

- El menor tiempo posible para la carga del volquete. máximo.

- Un completo y fácil acoplamiento sin tiempos - Cuando se carga al pie del banco, hay que tener

muertos. precaución frente a los desprendimientos bruscos delmaterial.

- El siguiente volquete puede empezar a cargarseantes de terminar la carga del anterior. - La fuerza de empuje se produce como consecuencia

del esfuerzo de tracción y de la inercia. El giro de- Costes mínimos para grandes producciones. las ruedas disminuye la tracción.

152

TABLA II

Tiempo de Tiempo de maniobra Tiempo totalMETODO Número de Carga por Carga del descarga de la pala o de carga Producción

cazos cazo (tc) volq .(tc) ( min) volquete (min) (mín) (cazos/h)

Tradicional 4 21,15 85 0,1 2,2 2,6 19,2(1 Pala)

Tradicional 4 21,25 85 0,1 1,0 1,4 35,6(2 Palas)

¡I IAlternativo 3 25,00 75 0,1 0,55 0,85 58,8

Cadena 4 21,35 85 0,1 0,35 0,75 66,6

Si la pala se sube encima de la pila de escombro - El giro del cazo durante la descarga debe hacersese producirá un fuerte desgaste de los neumáticos. lentamente cuando se manejen bolos, para evitar

daños en las cajas de los volquetes.- La carga en terrenos duros y compactos requiere

cazos de roca, neumáticos de trabajo pesado y - Los materiales pegajosos pueden despegarse IImayor contrapeso de la máquina. golpeando el tope de descarga varias veces.

- El frente debe atacarse suavemente y con firmeza.

- El cazo debe variarse de orientación buscando las 5.2 . Unidades de carga y transportezonas de debilidad cuando se excava.

Cuando la distancia de transporte es pequeña, las palas- El piso de carga debe mantenerse nivelado, de ruedas pueden emplearse en este cometido

limpio y drenado, evitando charcos que eliminándose los volquetes. Este método se utiliza comodisminuyan la tracción y afecten a la vida de los sistema de alimentación de machacadoras móviles,neumáticos. permitiendo de esta forma una mayor flexibilidad de

operación debido a que la planta y el sistema de cintas- La inercia de la máquina debe utilizarse para ayudar puede situarse a una distancia de unos 200 m y, por lo

a la penetración del cazo, pero la aproximación a la tanto , no se ven afectados por la ejecución depila no debe ser tan rápida que haga patinar las voladuras.ruedas.

Otras aplicaciones de las palas son: alimentación- Las mayores fuerzas de excavación se consiguen en de plantas de lixiviación, de aglomerado asfáltico,

posiciones bajas del cazo. etc.

- Si se produce un llenado excesivo del cazo, Con el ábaco de la Fig. 24 puede estimarse laexistirán derrames durante la maniobra y será producción que se obtendría de esa operaciónnecesario limpiar los tajos para evitar daños a los combinada, a partir de la capacidad del cazo y de laneumáticos. distancia de transporte,

-- En la extracción de estéril en las minas de carbón En la Tabla Itl se indican las distancias máximas dela repetición de las maniobras produce un transporte recomendadas en función del tamaño de cazodesgarramiento del piso de carbón provocando un de las palas.ensucíamiento de éste.

En general, el uso de varias palas es más costoso que- Los cazos más anchos de las máquinas grandes el calculado para cada unidad, ya que se pueden

posibilitan la retirada de bolos que afectan a la producir interferencias en la operación, disminuyendo lacarga. producción media de cada máquina.

- La subida del cazo debe ejecutarse justo hasta El proceso de operación es el siguiente : una vezalcanzar bien la altura de descarga y tener buena realizada la carga del cazo , la pala se retira y se dirigevisibilidad en la maniobra. hacia el lugar de vertido del material. Si la distancia de

153

TOO

600

M500

Z áOÚ 400

ÓO

300

7,6 m3 CAPACIDAD DEL CAZO

2004,6 m3

100

50 IOO 150 200 250 300 350 400DISTANCIA (m)Figura 24.- Producaon combinada de carga y transporte

TABLA 111

CAPACIDAD DEL CAZO DISTANCIA MAXIMA(m3) (m)

4,5 180 -200

7,6 250 - 275

9 300

transporte es larga, es conveniente que el recorrido sehaga hacia delante, pero si el recorrido es corto puede CARGArealizarse uno de los trayectos, de ¡da o de vuelta,marcha atrás.

En las operaciones combinadas de carga y transportehay que tener en cuenta los siguientes puntos: TRANSPORTE

- Se debe cuidar el posicionado del cazo durante eltransporte para que la carga vaya centrada y el ----%f---+peso se distribuya también sobre los neumáticostraseros.

- La cuchara debe volverse hacia atrás para evitarderrames y colocarse tan baja como sea posiblepara mantener el centro de gravedad bajo y teneruna buena visibilidad de la pista, pero debe evitarse TOLVAel contacto con el terreno.

rp- Las pistas deben construirse y mantenerse 4 o o

adecuadamente para obtener buenas velocidadesde transporte, controlando el cabeceo de la máquina Figura 25.- Operación de carga y transporte realizada por unay el derrame de la carga. pala de ruedas.

154

3s altas velocidades pueden provocar, debido al 6. Consideraciones de selección+ovímiento con rebotes, daños a los neumáticos,endo deseable mantener una presión de inflado En lo relativo a los criterios que sirven para laIta. selección de las palas cargadoras, en primer lugar;on velocidades altas se aumenta la producción, deben ponderarse las diferencias esenciales con supero a costa de incrementar el consumo de más directo rival, que son las excavadoras hidráulicas.:ombustible y el número de averías y disminuir la En la Tabla IV aparecen comparadas estas dosseguridad de la operación. máquinas.

TABLA IV

Excavadoras hidráulicas frente a palas cargadoras

EXCAVADORAS HIDRAULICAS PALAS CARGADORAS

- Inversión media. - Inversión media.

- Vida media (5-10 años). - Vida media-baja (5 años).

- Coste de operación medio. - Coste de operación alto.

- Valor residual pequeño. - Valor residual pequeño.

- Capacidad del cazo hasta 26 m'. - Capacidad de cazo hasta 26 m'.- Fuerzas específicas de corte elevadas. - Fuerzas específicas de corte pequeñas.

- Adecuada en terrenos compactos. - Adecuada en terrenos blandos o con materialesempujados con tractores de orugas.

- Puede operar en terrenos duros o blandos - Precisa plataforma de trabajo firme y dura. ttsegún el ancho de oruga.

- Puede trabajar por encima o por debajo del - No puede operar por debajo del piso.nivel de la máquina.

- Alcance de excavación y altura de descarga - Alcance y altura de descarga media.elevada.

- Adecuada a alturas de banco y volquetes - Adecuada a alturas de banco pequeñas ygrandes. volquetes de tipo medio.

- Ciclos de trabajo pequeños, - Ciclos de trabajo grandes.

- Rendimiento de carga elevado. - Rendimientos medios.- Anchura del tajo requerida pequeña. - Anchura del tajo requerida media-grande.- Máquina de carga ideal en tajo fijo. - Máquina versátil de alta movilidad (equipo de

carga, limpieza de tajos, transporte de materiala cortas distancias, etc.).

=1 proceso de selección de una pala de ruedas consta - La producción horaria requerida "P" expresada en9e las siguientes partes: m'/h.- Definición de las características básicas. - El tipo de material a cargar que se clasifica en:

- Elección del sistema de rodajeblando, medio y duro.

- La densidad de la roca.- Selección del modelo.

Conociendo estos datos se pueden determinar:- El tamaño del cazo "C".- El tipo de volquete adecuado a la máquina de carga.

6.1. Definición de las características - La altura de banco.básicas

- El peso aproximado de la máquina "W".Los datos de partida son: - La potencia de la misma "P.".

155

6.1.1. Determinación del cazo 6.1.2. Determinación de la capacidad del Evolquete

En la Tabla V se estima el tamaño del cazo "C" enfunción del tipo de material y de la producción "P" La pala debe cargar al volquete en un número de ciclosprevista. comprendido entre 3 y S. El tamaño del volquete T (t)

se determina en función del cazo "C" y del tipo dematerial, Tabla VI

TABLA V

TIPO DE MATERIAL

BLANDO MEDIO DURO

P 1,23

p

1,27P

1,451 TAMAÑO DEL CAZOC(m3)

49 47 40

Í

P en m3/h

TABLA VI

TIPO DE MATERIAL VOLQUETE/T (t)

Blando 5 - 8 C

Medio 4-7C

Duro 3,5 -6 C

Cenm3

Además, deben cumplirse ciertas condiciones función del tamaño del cazo, y del método de cargageométricas, Fig. 26, entre la pala y el volquete: utilizado:

- Altura de descarga. Esta debe ser mayor de 1,06 la PALA H(m) = 3,5 + 0,3 . C(m3).altura de la caja del volquete. PALA + TRACTOR H(m) = 6 + 0,3 . C(m3)•

- Alcance de la pala. Debe ser, como mínimo, 0,4B,siendo B la anchura del volquete.

- Angulo de descarga. La pala debe descargar' en lacaja evitando derrames laterales. El ángulo máximo - - --r 'sdebe ser de unos 50° cuando se manipulenmateriales pegajosos.Anchura del cazo. Debe ser menor que la longitud =' óde la caja del volquete.

6.1.3. Altura de banco

La altura de banco que domina una pala depende del Figura 26.- Relación de dimensiones entre las palas y los t falcance máximo de ésta, que puede expresarse en volquetes

156

i.1.4. Peso de la máquina 6.2. Sistema de rodaje

=l peso de la pala , "W", se determina a partir del Si el tamaño de cazo es menor de 4 m, el sistema deamaño de cazo , "C" , con la siguiente expresión : rodaje puede ser de neumáticos o de cadenas.

W (t) = 7,5 . C ( m3). En la Tabla VII se indican algunas característicasbásicas de las palas, según el tren de rodaje quemonten.

6.1.5. Potencia

La potencia de la pala "P." puede calcularse en funcióndel tamaño de cazo , "C", mediante la ecuación:

P. (kW) = 47 . C (m3).

TABLA VII

TREN DE RODAJE VENTAJAS INCONVENIENTES

ORUGAS Mayor capacidad de excavación Velocidad de desplazamiento baja

Menor presión sobre e( terreno Coste de mantenimiento alto enmateriales abrasivos

Gran esfuerzo de tracción

NEUMATICOS Gran movilidad En materiales abrasivos alto costede rodaje

Menor coste de mantenimiento en Presiones sobre el terreno altascondiciones fáciles

Velocidad de desplazamiento alta

Alta maniobrabilidad

En la Figura 27 se determina el campo de aplicación de - Relación pala-volquete.cada tipo de pala según el frente de excavación y las - Motor.condiciones del piso de trabajo.

Carga límite de equilibrio o estática.Sistema de tracción.

6.3. Selección del modelo - Circuito hidráulico.- Fuerza de arranque.

Una vez definidas las características básicas de la - Diseño del cazo y accesorios ,máquina : peso , potencia y tamaño del cazo , el pasosiguiente es la petición de ofe rtas a los fabricantes o - Articulaciones.distribuidores. Cabina.Una vez recibida la documentación se confeccionará un - Neumáticos.cuadro resumen que permita evaluar las diferenciasentre los diferentes modelos . - Mantenimiento y servicio.

157

CONDICIONES - Relación Potencia/Peso.DEL FRENTEDE EXCAVACION - Relación Potencia/Capacidad de cazo.

extra- Tipo de motor: turbo, posenfriado, etc.

pesado - Fabricante.pesado

comprometido CADENAS6.3.3. Carga límite de equilibrio estático

dificultosoSe define como el peso mínimo situado en el centro degravedad del cazo que haría elevar el extremo posteriorfácil RUEDAS de la pala.

focil(simo Proporciona una idea del equilibrado de la máquina yafecta a la maniobrabilidad de ésta.

optimo bueno mediocre difíc il pesado improcticablé

CONDICIONES DELPISO DE CANTERA 6 . 3.4. Sistema de transmisión

Figura 2'.- Campo de aplicación económico de las cargadoras ae Hay que estudiar las ventajas e inconvenientes de losruedas y de cadenas. dos tipos de transmisión posibles: mecánica y eléctrica.

6.3.1. Relación pala-volquete 6.3.5. Circuito hidráulico

En relación con el volquete que se haya seleccionado Se debe estudiar el número de bombas, el caudal y lapara efectuar el transporte, hay que tener en cuenta lo presión del fluido hidráulico y el sistema de control.siguiente:

El circuito hidráulico tiene una gran influencia sobre el- Relación entre la capacidad del volquete y la del ciclo de trabajo y, por tanto, sobre la producción de la

cazo de la máquina. pala.

- Altura de descarga y comparación con la altura 'de En este sentido, se recomienda comparar los tiemposla caja del volquete. parciales del ciclo: elevación, descarga y descenso. as¡

como el tiempo total.- Alcance de la máquina y relación con el centro de

la caja del volquete.

- Anchura del cazo y relación con la longitud de la6.3.6. Fuerza de arranque

caja del volquete. La fuerza de arranque influye sobre el grado de llenadodel cazo y en el tiempo necesario para efectuar ta:

- %r operación.

1' ANGULO ml Deben compararse las dos relaciones siguientes : Fuerza/ de arranque/Capacidad de cazo, Fuerza de

/ -IA arranque/Anchura de cazo.

I-- ANCHURA CAZO --I

1t� DESCARGA 6.3.7. Cazo y accesorios

Hay que analizar los siguientes puntos:�- - Tipo de cazo.

Figura 28 - Parámetros de trabajo de una pala.Capacidad y peso del cazo.

- Robustez.- Elementos antidesgaste.

6.3.2. Motor - Angulo de excavación.Los puntos a considerar son: - Grado de volteo.

Potencia al volante y su velocidad de giro. - Tipo de puntas y cuchillas.

158

.8. Articulación - Aumento relativo muy pequeño en el tamaño de losvolquetes, pasando en una década de 154 t a200 t, en lugar de alcanzar las 250 t que era el

ángulo máximo de la articulación define el radio tamaño previsto por los fabricantes.timo de viraje, que es la distancia desde el centro de-ircunferencía mínima que describe la pala hasta el - Afianzamiento, en la década de los 80, de las

excavadoras hidráulicas como máquinas de cargade exterior de los neumáticos o del cucharón. muy fiables, en la gama de 4 a 25 m3, lo que

constituye una fuerte competencia para las palas de

radio influye sobre la maniobrabilidad de la palay ruedas, que se encuentran con las siguientesdesventajas:

anchura mínima del tajo de carga. • Menor producción para igual capacidad de cazo.• Menor aptitud para cargar materiales duros.• Necesidad de una máquina auxiliar de empuje.

3.9. Cabina Por otro lado, las palas tienen las siguientesventajas:

deben analizar los siguientes aspectos: • Gran movilidad.

Visibilidad. • Menor coste de adquisición.

Palancas de mando. • Posibilidad de eliminar la voladura en rocasripables al trabajar combinadamente con tractores

Diseño ROPS. de orugas.

- Falta en el mercado de transmisiones mecánicas

3.10. Neumáticospara potencias superiores a 1.000-1.200 HP confiabilidad mecánica suficiente.

ste es un punto importante debido a la incidencia En la actualidad, el mercado presenta la siguiente)bre el coste de operación de la pala y sobre la situación de máquinas disponibles, Tabla VIII.�oducción, ya que el 60% dei ciclo de una pala enirga se produce en el desplazamiento de ésta desde La situación está clara para las máquinas de 10 a 12lugar del tajo al volquete y debe disponerse de una m', con una buena introducción en el mercado de

acción óptima. movimiento de tierras, permitiendo la carga de volquetes

¡ay que estudiar pues: el tamaño, el número de lonas,de hasta 85 t, con lo que sus campos de aplicación

i estructura y el fabricante.son:

- Minería a cielo abierto con producciones pequeñasa medias u operadas mediante contratista.

;.3.11. Mantenimiento y servicio - Grandes movimientos de tierra : autopistas , presas,etc.

]ay que tener en cuenta lo siguiente:- Construcción modular de la máquina.- Sistema de autodiagnosis . Las tendencias en esta gama son:

- Sistema de engrase centralizado . - Clara superioridad de las palas mecánicas sobre- Calidad del servicio post-venta del fabricante o las eléctricas.

distribuidor. - Mejora de los circuitos hidráulicos, lo que permitirá- Sistema de repuestos en régimen de intercambios. ciclos más pequeños y, consiguientemente, mejores

productividades.

- Mejora de la cinemática y aumento de las fuerzasde arranque, consiguiéndose mejores grados de

7. Tendencias y nuevos desarrollos llenado del cazo y aumento de la producción.

- Aumento de la velocidad de desplazamiento de lasComo ya se ha indicado , en la década de los 80 se ha palas mediante una mejora de los mandos finales yproducido una falta de crecimiento en el tamaño de las de los neumáticos.palas cargadoras . Este hecho se debe fundamen-talmente a las siguientes causas : - Mejora de la disponibilidad mecánica.

159

TABLA VIII

TAMAÑO DE CAZO N4 MODELOS Y TIPO DE TRANSMISION

10 - 12 m' 5 Modelos: 4 Mecánicas1 Eléctrica

12 - 17 m' 3 Modelos: 1 Mecánica2 Eléctricas

> 17 m' 1 Modelo Mecánicaexperimental

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Foto 4.- Pala de ruedas diesel -eléctrica en lignitos de Meirama.

160

Mejora en el acceso de los componentes . - Dispone de dos motores.Reducción en la frecuencia del servicio . - La relación Peso/Cazo es un 32% mayor que la de

Autodiagnosis y control de la situación de la las máquinas actuales.

máquina . - La relación Potencia/Cazo es un 15% mayor que enlas máquinas actuales.

is palas de 12 a 17 m3 de cazo permiten cargar)lquetes de 120 a 190 t , por lo que su campo de Y los inconvenientes que se derivan de ello son:)licación se ve limitado a la gran minería a cielo - Menor disponibilidad mecánica.)ie rto , en la que tienen que competir con lascavadoras de cables e hidráulicas y, por tanto , el - Mayor consumo de combustible.imero de unidades aceptadas por el mercado es - Aumento de la inversión.squeño.

- Posible aparición de problemas en el chasis.as tendencias para estas últimas máquinas son:

Dentro del ámbito de las innovaciones futuras queLigera superioridad de las palas eléctricas sobre las podrían clasificarse como revolucionarias , se encuentramecánicas , debido a la limitación impuesta por la la posible utilización de palas eléctricas , alimentadas portransmisión . En el futuro es probable que se cable , tal como se ilustra en la Fig . 29, y cuyorepartan equitativamente la cuota de mercado . desarrollo se encuentra en fase de estudio por parte de

Marathon LeTourneau.- Mejora de la productividad a base de las

innovaciones en el circuito hidráulico , la cinemática, Por otro lado, en un trabajo realizado al comienzo delos mandos finales y los neumáticos . los años 80, se pusieron de manifiesto los dos

principales inconvenientes de las palas cargadoras::I afianzamiento de estos objetivos permitirá una fuerzas de excavación reducidas y necesidad deiayor introducción en las explotaciones de desplazarse durante la operación para efectuar la carga.acimientos con una vida pequeña o media , pero con Como consecuencia de un análisis detallado y con,na producción alta, y su aplicación como máquina ánimo de introducir algunas innovaciones en el diseño!e alimentación a trituradoras semimóviles en de estas máquinas se acabó proponiendo la.ondiciones favorables . construcción de un equipo híbrido entre pala de ruedas

y excavadora hidráulica , similar al de la Fig. 30, que'or último , el único modelo experimental de 19 m3 no estaría dotado de una gran movilidad, con una mayor?s probable que alcance el éxito esperado debido a los capacidad de excavación y reducidos tiempos de cicloS iguientes hechos : al disponer de la superestructura giratoria.

I ••' r�� j- Ta••� � - ♦1

l�4 S.

Figura 29.- Pala de ruedas de accionamiento eléctrico y alimentación por cable (MARATHON LETOURNEAU).

161

1 Y.

~ • f Yes- ¡S `f\JC �, '�.�o

Figura 30.- Equipo hibrido entre pala de ruedas y excavadora hidráulica frontal.•

8. Bibliografia

- ANONIMO: "Large Wheel Loaders". Mining - KEEVAN, M.W.: "The Role of Front-End Loaders inMagazine . April, 1980. Today's Open Pit Mine". CIM Bulletin. September,

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Productive Machines". Coa¡ Age. April, 1980. - MARTIN, J.W. et al.: "Surface Mining Equipment".

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presentados por Caterpillar". 1983.RESSINGER, J.A.: "Front-End Loaders in Mining".

- GARCIA OVEJERO, R.: "La Pala Cargadora como The Canadian Mining and Metallurgical. September,Unidad de Transporte". Rocas y Minerales. 1972.

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CAPITULO VI

Rotopalas

1. Introducción aún hoy en operación , como es el caso de Turow enPolonia.

La rotopala es una máquina de producción continua enEn los años 50, las rotopalas se diseñaron incorporandola que las funciones arranque , carga y transporte , un gran número de innovaciones , como son los sistemasdentro de ella,, estánn separadas, siendo realizadas lasde brazo extensible y suspendido , con una capacidaddos primeras por el rodete y la última por un sistemade excavación de 20 .000 m3b/día, llegando en 1952 ade cintas transpo rtadoras . producciones de 40 . 000 m3b/dia.

Los antecedentes de estos equipos se remontan a Posteriormente , en la década de los 60, los yacimientosPosteriormente,udibujos realizados por Leopardo da Vinse de lignitos más superficiales se habían agotado , siendo

mdelontaban

losiglodesarrollaron

aa mediados

s para necesario extraer mayores cantidades de recubrimientomáquinas que r y a mayor profundidad , apareciendo las rotopalas deefectuaruar labores de dragado y conlla invención de los 60.000 y 110.000 m'b/día de capacidad . Por último, enmotores de vapor sufrieron un gran impulso . Las

excavadoras la década de los 70 , la explotación del yacimiento decontinuas de rosario de cangilones se con una producción de 30 MUaño , impuso lautilizaron paralelamente en diferentes proyectos, como Hambach ,necesidad de unidades con una capacidad de 240.000el del Canal de Suez , entre 1863 y 1868. m 3b/día.

En 1881 , fue cuando se construyó y patentó una En la Tabla 1 se indican las características básicas demáquina en los Estados Unidos , que puede considerarsecomo la primera rotopala , accionada por vapor y los diferentes tipos de rotopala atendiendo a susdiseñada por C.A. Smith , Fig. 1. capacidades de producción.

Las ventajas de utilización de las rotopalas comounidades de arranque y carga son las siguientes:

ROTOPA<LALA

- Para una producción dada, las rotopalas son máspequeñas que las dragalinas o las excavadoras.

- Son máquinas de excavación continua , no cíclica.

- Tienen un consumo de energía menor, del 60 al70% del de las excavadoras de cables, por unidadproducida.

- No generan impactos durante la carga.RODETE

CINTA - Poseen un radio de vertido grande.PLATAFORMA CORONA DE GIRO - Pueden operar por encima o por debajo del nivel de

orugas o apoyo.RODETE CINTA RODETE - El material excavado puede ser descargado sobre

una gran variedad de sistemas : camiones, vagoneso cintas transpo rtadoras.

Pueden trabajar con bancos de diferente altura.

Proporcionan un material excavado de pequeñotamaño , lo que facilita su transpo rte con cintas.

Figura 1.- Diseño de la primera rotapala patentada en 1881.- Pueden diseñarse con una baja presión específica

sobre el terreno, siendo adecuadas en suelos debaja capacidad po rtante y con malas condiciones

Sin embargo , hubo que esperar a 1916 para que, meteorológicas.debido a la situación creada por la 11 Guerra Mundial,Alemania comenzara la explotación de lignitos pardos , - El sistema de trabajo proporciona taludes muyentrando en funcionamiento la primera rotopala de cierta estables y bancos anchos.capacidad . Este equipo se trasladaba sobre vías y seutilizaba para excavar el recubrimiento por encima del - Permiten una gran selectividad en la excavación.nivel de traslación . Hasta la década de los años 30 nose produjo una fuerte implantación de estas máquinas - Pueden entregar el material por encima y por debajoen las minas de lignito , algunas de las cuales continúan del banco de trabajo.

163

TABLA 1

PARAMETRO TIPO DE ROTOPALA

CARACTERISTICO 0 1 II III IV

Producción diaria (M3b) 20.000 40.000 60.000 110.000 240.000Diámetro del rodete (m) 7,5 11,5 12,3 17,6 21,6Capacidad del cazo (m') 0,6 1,4 2,0 4,6 6,3Fuerza periférica (kW) 216 363 451 687 1.432Longitud del brazo rodete (m) 28,0 36,2 42,4 70,5 70,5Longitud del brazo de descarga (m) 27 89 80 110 119Altura de corte (m) 21 30 32 50 50Anchura de corte (m) 35 57 60 98 98Anchura de banda (m) 1,4 1,8 2,0 2,6 3,2 }Peso en servicio (t) 920 1.925 3.100 7.600 1.200

Tienen un contrapeso pequeño. Así pues, cualquier modelo de rotopala queda definido $por:

Por el contrario, los inconvenientes de estas máquinasson:

SchRs hrJ- Requieren un mantenimiento amplio y complejo. t

- Configuran sistemas poco flexibles debido a su poca Si la propia excavadora realiza el vertido de losmovilidad. Su utilización se ve muy afectada por los materiales directamente, es decir transferencia de loscambios geométricos y tectónicos del yacimiento. estériles dentro del hueco creado, la rotopala suele

llevar adaptado un puente de transferencia, cuya- No pueden excavar materiales compactos y denominación se hace mediante los parámetros

abrasivos. siguientes:

- Constituyen sistemas en los que existe una fuerte b = Anchura de las bandas de los brazos.dependencia entre la disponibilidad global y el I, y 12 = Longitudes de los brazos (m).número de elementos en serie que los integran.

h = Altura de descarga sobre el nivel de orugas.- Son equipos que requieren unas inversiones muy

elevadas. Las expresiones que se utilizan son:

La denominación de las rotopalas se encuentra Bs b hnormalizada por medio de los siguientes parámetros(Norma DIN 22266): I, + 12

Sch = Rotopala montada sobre carriles.Sch R = Rotopala sobre orugas. BRs

b

1, 12h

+s = Rotopala con la parte superior giratoria.J = Capacidad de cangilón (1).t = Altura de corte por debajo del nivel de trasla-

ción (m).h = Altura de co rte por encima del nivel de 2. Tipos de unidades

traslación (m). En la actualidad , Fig. 2, existen los siguientes tipos der = Distancia de retraimiento (m). rotopalas: t

1 64

tt�

Foto 1.- Rotopala convencional descargando sobre una cinta ripable de tajo en un nivel superior.

- Compactas.- Semicompactas.- Convencionales.

La clasificación de estas rotopalas se hace en funciónde la relación:

16,8M. 26,0 m . I L Longitud del brazo del rodete

D Diámetro del rodete

teniendo cada una de esas clases de máquinas lossiguientes valores medios de la Tabla II.

23.tm. 36 .0 TABLA II

TIPO DE ROTOPALA UD

--� ��-, Compacta 2

Semicompacta 3Convencional 4

34.56 m. 30,0 m. l

La longitud del brazo determina la anchura y altura delFigura 2.- Alzado de diferentes rotopalas capaces de dar una bloque a excavar, mientras que el diámetro del rodete

producción de 3.150 m3/h. es el que fija la capacidad de producción.

165

Las ventajas de las excavadoras compactas son:

;Menor inversión , del orden de un 20% menor que SUPERESTRUCTURAen las rotopalas convencionales . GIRATORIA` SISTEMA DE IZADO

Menor peso y mayor estabilidad , consiguiéndosemayor seguridad en la operación.

BRAZO- Menor tiempo de entrega a pa rt ir del pedido . DEL RODETE fi

BRAZO DE

Por el contrario , los inconvenientes que plantean son: DESCARGACORONADE

- Las excavadoras compactas se construyen con dos RODETEGIRO

CHASISorugas , por lo que tienen una limitación en el peso INFERIORdebido a los esfuerzos que se transmiten al rodaje, á i

TREN E Xde ahí que el tamaño máximo actual sea de 1.600 +Y� I RODAJEt con una producción de unos 7.500 m'/h.

- El menor brazo del rodete se traduce en una menoreficiencia de la operación , especialmente cuando serealiza arranque selectivo . X

-YEl factor de eficiencia se define por:

/(o, /S), -ZSiendo : Figura 3.- Componentes principales de una rotopala.

Q., = Producción efectiva.

Q, = Producción teórica.

S = Esponjamiento . 3.1. Tren de rodaje

Este coeficiente toma los siguientes valores medios de El tren de rodaje permite la traslación de la máquina.la Tabla III , para cada uno de los tipos de rotopala . incluso en malas condiciones del terreno . Los tipos

disponibles son: sobre vía y sobre orugas.

TABLA III A continuación se describe cada uno de ellos.

TIPO DE ROTOPALA n 3.1.1. Vías

Compacta 0 ,63 Este sistema de traslación transmite las fuerzasoriginadas en la máquina al terreno , por medio de los

Semicompacta 0,72 carriles . La retención del equipo se produce debido a la

Convencional 0,79 fricción entre las ruedas y los citados carriles. }

Los inconvenientes de este diseño son:

- Hay que mantener limpios los carriles para permitir

En la Tabla IV se establece el campo de utilización de una buena traslación y frenado.las distintas rotopalas , según el tipo de trabajo y laproducción teórica de diseño. - Los desplazamientos de la máquina se ven muy

limitados en las curvas y también lo está la

capacidad para remontar pendientes.

- La unidad no puede trabajar en el sistema ce

3. Características generales de bloque lleno , que es la forma de trabajo masg y favorable , siendo necesario operar en frente largo.

diseño- El sistema es poco operativo en minas con mal

terreno y alta pluviometría , debido a la dificultad de

Las partes más importantes de una rotopala se reflejan conseguir en los ripados o desplazamientos lateralesen la Fig. 3. buenas alineaciones.

166

TABLA IV

RENDIMIENTOMINAS DE LIGNITO

DESMONTE DE CONSTRUCCIONES CIVILESTEORICO (m3/h) TERRENOS TERCIARIOS MINERIA

400

800

1.250

2.000

3.150

4.000 (

5.000

6.300

10.000

20.000

Compactas

Semicompactas- - - Convencionales

En general, este sistema de traslación sólo se utiliza en - La traslación de la rotopala en el tajo puedelas rotopalas tipo "combi", aplicadas a los parques de variarse de acuerdo con las necesidades o puedehomogeneización, y en las excavadoras de rosario de mantenerse fija durante una fase de la operación.cangilones. La velocidad de traslación puede diseñarse en

función del tipo de operación, pero es fija.

- Cuando la máquina no está en movimiento, ésta se3.1.2. Orugas mantiene parada debido simplemente a la fricción

entre las placas y la superficie de apoyo.En este diseño los esfuerzos producidos por la máquina - En todos los casos las cargas verticales sese transmiten por medio de los rodillos a las cadenas y transmiten estáticamente al terreno.de éstas al terreno, a través de las placas del tren de - Hasta un cierto nivel las orugas se adaptan a lasrodaje. irregularidades de la superficie.

Es el sistema de traslación más utilizado en minería a - Es posible cambiar rápidamente de dirección.cielo abierto, debido a las siguientes ventajas: - El sistema es funcional, incluso en malas

condiciones meteorológicas y bajas capacidades- La superficie de las placas de las cadenas portantes de las plataformas de trabajo.

puede ser suficientemente grande para ejerceruna presión adecuada a la capacidad portantede los terrenos. El diseño y configuración del tren de rodaje dependen

fundamentalmente de la capacidad portante de los- Ofrecen una gran maniobrabilidad y capacidad materiales y del peso en operación de la máquina, que

para adaptarse a las condiciones de operación. determinarán el número de orugas necesario. En laFig. 4 puede verse la relación entre dichos parámetros.

- Pueden superar pendientes importantes, mayoresdel 15%, aunque normalmente operan sobre Existen las siguientes configuraciones básicas:bancos prácticamente horizontales (< 1%).

A) De dos orugas- La traslación de la máquina es independiente de

la posición del brazo del rodete. Pueden construirse con los siguientes diseños:

167

soo A = ARFA DE LAS ORUGAS iA - Conexión rígida entre las orugas y el chasis.0,3 P = PRESION SOBRE EL

TERRENO - Una oruga rígida y otra pivotante con respecto al600 NE chasis.

Dos orugas pivotantes en relación al chasis.0,2 aaoo P - Orugas disimétricas ; una rígida y otra pivotante.

o,, B) De tres orugas

Este diseño puede emplearse con máquinas de hasta1.500 t de peso en servicio . Tal como se indica en la

1 2 3 4 s s z s s 10 II 12 13 Fig . 5, el chasis se apoya en tres puntos, cada unoPESO EN OPERACION ( xIO3t ) correspondiente a una oruga.

Figura 4.- Relación entre el peso en operación y la capacidad C) Cuatro orugasportante de los terrenos.

D) Tres orugas doblesE) Seis orugas dobles

Los trenes de orugas dobles pueden adaptarse porparejas a las pendientes transversales del terreno, yaque oscilan en los puntos de anclaje al chasis de lasmáquinas.

Cada oruga está constituida por un bastidor formado poruno o tres módulos a los que se fijan los rodillos de

2 sustentación . Los situados en la parte superior delbastidor sopo rtan el peso de la oruga y los de la parteinferior , que van unidos por parejas a unos sopo rtesoscilantes , son los que aguantan el peso de la máquina.

+ ' • Estos sopo rtes oscilantes , junto al juego que permiteny i los bastidores de tipo modular , facilitan la adaptación delas orugas a las superficies irregulares del terreno.

4

Figura 6.- Adaptación de una oruga de 16 rodillos a las irreg.: •r

ami FIEL

ridades del terreno.

Él Él La rueda motriz y la rueda guía de cada oruga van enuna posición elevada. Los motores van dispuestoslateralmente y, mediante unos árboles tipo cardan y unacaja de engranajes , transmiten la potencia a las ruedasmotrices que con unas pestañas arrastran las cadenas.

TRENES DE RODAJE : Mediante un dispositivo de cilindros hidráulicos

1. CON DOS ORUGAS colocados en la rueda guía se consigue la tensión de

2. CON TRES ORUGASlas cadenas.

3. CON CUATRO ORUGAS . . Las placas o zapatas de las orugas son los elementos4. CON TRES ORUGAS DOBLES que, en contacto con el terreno, sustentan a la máquina5. CON SEIS ORUGAS DOBLES y ayudan a la tracción. Tienen forma rectangular, con la

superficie exterior plana , y en su parte central disponende una nervadura o guía sobre la que se apoyan los

Figura 5- Diseños de los trenes de rodaje de orugas . rodillos.

168

.2. Corona de giro Las pistas tienen unos arcos con radios ligeramentesuperiores a los de las bolas. Las bolas se instalan en

►urante la operación, el brazo del rodete debe colocarse unos canastillos para prevenir la colisión o el blocaje den una posición adecuada, por lo que la superestructura unas bolas con otras.'e la rotopala debe poder girar sobre el chasis interior•ansmitiéndole las cargas horizontales y verticales que,e originan en la excavación.

B) Rodamiento de rodillos:l elemento que permite este giro relativo, sin desgastele las dos partes, es la corona giratoria. También sirve En el rodamiento de rodillos, la transmisión de esfuerzos)ara retener la superestructura en una determinada verticales de la superestructura giratoria al chasis se)osición cuando la máquina no esté en funcionamiento. realiza por medio de rodillos que se mueven a través de_as máquinas con un brazo de descarga normal gulas o pistas circulares.precisan una corona de giro adicional a la del brazo del•odete, Fíg. 3. Los rodillos son guiados radialmente en el plano

horizontal por las citadas pistas. No pueden transmitirA medida que se aumenta el tamaño de las rotopalas, esfuerzos horizontales, por io que es preciso disponeral diámetro de las coronas de giro debe incrementarse, de unos componentes especiales entre la infraestructurallegando a alcanzar diámetros de hasta 23 m. El y la superestructura,diámetro debe ser lo suficientemente grande paragarantizar la seguridad ante el vuelco en las condiciones Este tipo de rodamiento no es muy utilizado en lasmás desfavorables de carga y, por otra parte, debe rotopalas, pero sí en las dragalínas.intentarse mantenerlo en el mínimo posible, debido a suinfluencia sobre otras dimensiones de la máquina.

C) Rodamientos especialesLa corona de giro consta de los siguientes elementos:

Cuando es necesario transmitir esfuerzos verticales de- El rodamiento. compresión y tracción, se emplean dos o tres pistas, de

- La corona dentada y el piñón motriz.bolas, de rodillos o combinaciones de ambas.

La construcción de estos rodamientos es más complejaque la de los tipos anteriores.

3.2.1. RodamientoD) Rodillos soportados hidráulicamente

Puede construirse de los siguientes tipos: de bolas, derodillos, especiales y de rodillos soportados Con este diseño se consiguen unas cargas iguales dehidráulicamente. los rodillos soportados hidráulicamente, mediante la

conexión de los cilindros soporte a un grupo hidráulico,que hace que la presión de aceite en cada cilindro

A) Rodamiento de bolas individual sea idéntica. El uso de soportes hidráulicos noestá demasiado extendido.

El rodamiento de bolas consiste en dos pistas circularesentre las que pueden rodar todas las bolas, Fig. 7.

3.2.2. Corona y piñón

cft El piñón motriz engrana en la corona dentada y produceel giro de la superestructura.

Existen dos disposiciones de montaje: corona en elchasis inferior y piñón en la superestructura, y coronaen la superestructura y piñón en el chasis inferior.

I \�I La selección de una u otra depende generalmente deI los equipos eléctricos que monte la máquina y el tipo de

rodamiento. Normalmente, se utiliza la primeradisposición.

A) Corona dentada

La corona dentada es concéntrica al rodamiento. En lasunidades pequeñas se construyen en una sola pieza,

Figura 7.- Pista de bolas doble. mientras que en las grandes se fabrican por segmentos.

169

- ------ - ------

1 11

B) Piñón

Mediante un reductor se transfiere el momento motrizdel motor al piñón de giro. Como la velocidad de girodebe variarse de forma ininterrumpida en la operación,normalmente, se emplean motores de corriente continuaque permiten obtener velocidades variables.

La regulación de velocidad se realiza, generalmente, enel rango comprendido entre 0,1 y 1 de la velocidadmáxima.

El número de piñones se elige de acuerdo con lapotencia necesaria para el giro. Las rotopalas máspequeñas requieren un solo piñón, mientras que las másgrandes necesitan dos o más.

3.3. Brazo del rodete Figura 8.- Excavación selectiva.

La longitud de brazo del rodete influye sobre la anchurapor otro lado, la elección del parámetro "LID" debe }del bloque de extracción, la altura de banco y laajustarse a cada tipo de yacimiento, determinando:selectividad de la rotopala. Y- La altura de banco.

La anchura del bloque se determinará mediante la - La anchura de bloque.ecuación:- Las maniobras de la rotopala en el cambio de

B = 1,35 . L, terraza.- El número de máquinas en operación.

donde: - Los tiempos improductivos: ripado de cintas, etc.B = Anchura de bloque (m).L = Longitud de pluma (m) - •La inversión necesaria..

- La vida del proyecto.La altura de banco máxima se determina mediante laexpresión:

H,"„ = 0,6 (L + D), 3.4. Rodete

siendo: El rodete es el componente que arranca el material delH",,,, = Altura de banco (m). frente de excavación, y su diseño influye decisivamenteL = Longitud de pluma (m). sobre la producción del equipo.D = Diámetro del rodete (m). Este diseño depende básicamente de:

Esa dimensión puede estimarse, también, en función - Las propiedades geoestructurales de los macizos.exclusivamente del diámetro del rodete:

- Las resistencias de los materiales a ser excavados.H,,. = (2,5 + 3,0) . D. - La producción horaria requerida.

En algunas explotaciones puede ser necesario el El diseño del rodete debe efectuarse cuidadosamente.arranque selectivo de diferentes materiales , por ejemplo, ya que cada tonelada en el mismo repercute en el pesocuando existen varios niveles de mineral con final de la máquina con unas 400 toneladas adicionalesintercalaciones de estéril. Las rotopalas son capaces de y, por tanto, en el precio final del equipo.efectuar esta excavación selectiva explotando cada capacomo una terraza. En este caso hay que determinar la Los rodetes varían en tamaño desde 2,5 a 22 m dealtura de banco selectiva "H,", Fig. 8. diámetro, con producciones horarias comprendidas entre

H, = H,,,,,, - 0,5 . D, 200 m3/h y 19.000 m3/h.

donde: Existen tres tipos básicos de rodetes:

H, = Altura selectiva (m). - Celulares

H,,,,, = Altura máxima del centro del rodete (m). - No celulares

D = Diámetro del rodete (m). - Semicelulares.

170

3.4.1. Rodete celular El cierre es de tipo radial, con una placa de caídacircular que sólamente permite la descarga del material

En el rodete celular una placa de caída en forma de que contiene el cangilón en el comienzo de la aberturaarco cierra el espacio existente debajo del cangilón, de descarga. El material entonces cae sobre placa deconstituyendo la llamada célula. transferencia montada en el rodete, guiándolo hacia la

cinta lateral del brazo.

Generalmente, el diámetro de estos rodetes es menorque el de los de tipo celular.

La cinta de¡ brazo del rodete puede disponerse porencima del eje de rotación de éste, consiguiéndose unamejor geometría de corte que con los rodetes celulares.

Figura 9.- Rodete celular. k

Las células guian el material arrancado por el rodetehaciendo que caiga sobre la cinta lateral de que disponeel brazo.

Para asegurar que el material salga sólo de cada célulaen el punto de transferencia, el rodete se cierra por unaplaca o pared lateral fija arriostrada al brazo. Figura 10- Rodete no celular.

Las celdas se aproximan al centro del rodete lo máximoposible para obtener un ángulo de caída suficiente sobre 3.4.3. Rodetes semicelularesla cinta del brazo; esta última sé coloca normalmentepor debajo del eje de giro del rodete, que puede tener Este tipo de rodetes fue introducido a mediados de losun efecto desfavorable sobre la geometría de corte del años 60, y consiste en el cierre del espacio inferior derodete. los cangilones mediante unos planos, también llamados

semicelulares. El volumen de este espacio puede serLas superficies sobre las que el material desliza para elegido arbitrariamente. El cierre se efectúa en unasalir de las células son sometidas a un fuerte desgaste. dirección radial mediante una placa o vertedera fija,Como las células son arqueadas, las placas de desgaste también llamada pista o círculo de vertido. Esta placadeben adaptarse a su geometría. Esto supone que dispuesta en el interior del rodete sólo permite quedeban utilizarse placas de diferentes formas. caiga el material en la zona de la abertura de descarga,

sobre la placa de transferencia que lo guía hacia laUna de las características de este diseño es su cinta lateral del brazo. La inclinación de esta placa juntopequeño desgaste relativo y la menor potencia con la dimensión radial de las semicélulas determinan elespecífica requerida, debido a la reducida velocidad diámetro del rodete necesario.periférica del rodete.

La cinta del brazo puede también colocarse por encimaEste tipo de rodete se utiliza, más que en las rotopalas del eje de rotación. Como consecuencia de esto, lade excavación, en los recogedores de los parques de geometría de corte es también más favorable que conhomogeneización, especialmente cuando se manipulan el rodete celular. Como las superficies de desgaste deminerales abrasivos. las semicélulas son planas, pueden ser cubiertas por

placas antidesgaste estandarizadas que simplifican lasnecesidades de repuestos.

3.4.2. Rodete no celular

Los rodetes no celulares se construyen insertando los 3.4.4. Velocidad de rotación del rodetecangilones en el espacio anular. Este espacio vacíoproporciona un aumento de la capacidad del cangilón La velocidad de corte del rodete depende de lade un 50% del volumen del mismo, lo que le permite resistencia del material a ser excavado y de laobtener la capacidad de excavación teórica por unidad fuerza centrífuga que impide el vaciado de losde tiempo. cangilones.

171

. jISNA

,��• � � � : �etez- ..Q ¡ i

I.it f

J f

Res=3 - p,(

Foto 2 .- Vista de un rodete.

La velocidad máxima o crítica , en m/s , para la cual la La velocidad de corte de diseño , como porcentaje de lafuerza centrífuga se iguala con el peso del material , se velocidad máxima, depende de tipo de material adetermina con la expresión : arrancar y del diseño del rodete empleado, Tabla V.

V,,,. = 'Jg. U12 = 2,216 <W, Los materiales duros y pedregosos deben excavarse convelocidades pequeñas para evitar desgastes excesivos

donde : de puntas y dientes. {D = Diámetro del rodete (m).g = Aceleración de la gravedad (9,8 m/s2). La producción de una rotopala depende del diámetro del

rodete , debiendo existir una relación entre esteparámetro, el tamaño y número de cangilones y la

t potencia de accionamiento.

3.4.5 . Accionamiento del rodete6 La potencia de accionamiento del rodete comprende: la

potencia de excavación , la potencia de aceleración, lapotencia de elevación y la potencia perdida.

0 5 lo 05 20 A) Potencia de excavaciónDIÁMETRO DEL RODETE D(m.)

La potencia de excavación , " Ps■", depende de laFigura 11 - Relación entre la velocidad máxima de giro del producción horaria y de la resistencia al corte del

rodete y el diámetro de éste . material a extraer.

172

TABLA V {

% VELOCIDAD MAXIMA í

TIPOS DE RODETE

TIPO DE MATERIAL CELULAR SEMICELULAR NO CELULAR

Fuertemente cohesivo y adhesivo 20-24 27-32 35-42

Normales, con 10 por ciento de suelos cohesivos 24-28 32-39 42-49

Secos y fáciles. No cohesivos 28-32 37-42 49-56

Se trata de uno de los parámetros más importantes de B) Potencia de aceleraciónla máquina y, por ello, se realizan una serie de ensayosde laboratorio, desarrollados por los fabricantes de La potencia de aceleración, "P1", depende del flujo derotopalas, sobre muestras representativas de los masas y de la velocidad de corte, y se emplea paramateriales a arrancar. poner en movimiento el material excavado.

La potencia de excavación requerida se determina conla expresión: p . O . VEZ

Pa (W) = ,K 3600

P.. (W) _ D ,TL C donde:

donde: p = Densidad del material (kg/cm3).P., = Potencia de excavación (W). O = Producción de la rotopala (m3/h).

O = Producción de la rotopala (m3/h). V, = Velocidad de corte (m/s).S = Número de descargas por minuto.

D = Diámetro del rodete (m). C) Potencia de elevación

K = Fuerza específica de corte (kg/cm). La potencia de elevación, "P.", depende del flujo demasas, de la aceleración de la gravedad, y de la

C = Constante que depende de la relación altura de diferencia de altura del rodete y la de corte, "D-h". Esta

terraza/diámetro del rodete. potencia se emplea en elevar el material excavadodesde que el cangilón sale del material hasta que se

rt = Rendimiento de accionamiento. vierte en la tolva del rodete.

P.(W)p.0.g.D/2

Los valores de "C" se reflejan en la Tabla VI. 3.600

TABLA VI

ALTURA TERRAZA/DIAMETRO 0 , 1 0,2 0, 3 0,4 0, 5 0,6 0,67 0,7DEL RODETE

VALOR DE "C" 295 248 222 203 189 178 171 168

173

TN

donde: Como las características de los materiales son muyvariables dentro de una misma explotación, es necesario

p = Densidad del material (kg/cm3). poder ajustar la velocidad de rotación del rodete y suvelocidad de traslación para evitar vibraciones excesivas

Q = Producción horaria (m3/h). en la máquina.

g = Aceleración de la gravedad (m/s2).Para conseguir esto se pueden adoptar las siguientes

D = Diámetro del rodete (m). disposiciones:

- Caja de velocidades con embrague selector con dosvelocidades, hacia delante y hacia atrás. El motor es

D) Potencia perdida de corriente alterna. Debido al tamaño requerido.esta disposición se utiliza sólo en los modelos

Es la suma de la potencia perdida en el anillo y en el pequeños.accionamiento del rodete.

- Reductor con motores de corriente alterna y dosLa potencia perdida en el anillo del rodete se debe al velocidades, hacia delante y hacia atrás.rozamiento del material.

- Velocidad variable por accionamiento en corrienteLa potencia perdida en el accionamiento se produce en continua con sistema Ward Leonard o por tiristores.los engranajes del reductor. Depende del número de Este sistema permite un control sin escalones, peroetapas y de la calidad de los dientes. tiene mayores problemas de mantenimiento.

El valor de ambas pérdidas da lugar a un coeficiente - Accionamientos hidrostáticos con control sindel orden de i = 0,9 ó 0,95, por lo que la potencia total escalones, ya que son muy versátiles en el controlrequerida vale: velocidad-par. Tienen menores eficiencias que los

accionamientos eléctricos y se han adoptado en las

P (W)P,x + P. + P. rotopalas compactas.

Esta potencia se puede calcular de forma aproximada Todos los sistemas de accionamiento del rodete estánen función del tipo de material a excavar, Tabla VIII, en dotados de elementos de protección para evitardonde "Q" se expresa en m3/h. sobrecargas,

h3 h2 hl h2 ti

�- t 3R

a1 R

t2Lt3 L

Figura 12.- Angulo de corte libre.

TABLA VII (Según Price et al)

MATERIALFUERZAS ESPECIFICAS DE

CORTE (KN/m)

Arenas 10-40

Limos 20-40

Arcillas arenosas 10-50

Gravas finas 20-50

Gravas gruesas 20-80

Limos arenosos y * . = = = 20 60

Arcillas húmedas 30-65

Arcillas secas 50-120

Arcillas esquistosas 35-120

Arenas arcillosas 20-65

Pizarras arcillosas 50-160

Pizarras 70-200

Areniscas blandas 70-160

Areniscas duras 160-280

Yesos 50-130

Fosfatos 80-200

Calizas 100-180

Granito meteorizado 50-100

Aluvión poco consolidado 30-60

Aluvión medianamente corso cECO 50-80

Carbón 50-100

Carbón helado 100-160

Lignitos 20-70

Limonita 190-210

TABLA VIII

TIPO DE MATERIAL POTENCIA NECESARIA(kW/Q)

0,2- 0,3Ligero

Medio 0,3-0,4

Duro 0,5- 0,7

175

.1

La ubicación del accionamiento debe ser tal que: Los cangilones son fácilmente reemplazables paracambiar puntas o dientes, reparar roturas, etc.

- Facilite el montaje y desmontaje y las operacionesde mantenimiento.

- Permita en la última terraza una altura próxima a a) Elementos de cortemedio diámetro del rodete. Los elementos de corte constituyen una de las partes

- Se disponga el eje del motor o motores más importantes del diseño de la rotopala y,

perpendicularmente al eje del rodete, con el fin de concretamente, del rodete. Los ángulos de corte y

permitir un mayor acercamiento de la pluma del salida, cuando no son correctos por su geometría orodete al talud lateral, Fig. 12. porque se hayan desgastado, producen dificultades en

el arranque, generando un aumento en el consumo deenergía, una disminución de la producción y unincremento de los esfuerzos en el corte que se traducen

3.5. Can lloneS elementos de corte en vibraciones que afectan a la superestructura de lag y rotopala.

La forma y dimensiones de los cangilones influyen en elLos elementos de corte que se emplean son de tresgrado de llenado y en la facilidad de vaciado de lostipos:mismos. Los cangilones pueden ser rectangulares,

trapezoidales y circulares, con el respaldo cerrado o - Dientes.cubierto con cadenas. Fig. 13.

Cuchillas de corte.

Orejetas angulares.

La elección de estos elementos afecta a la disponibilidadde las máquinas a través de los tiempos necesariospara su sustitución.

Con objeto de que el desgaste de los elementos decorte sea uniforme, el diseño más utilizado es elsimétrico. Fig. 14.

CANGILON TRAPEZOIDAL

2

CANGILON SEMICIRCULAR

Figura 13.- Tipos de cangilones.lJ

Con materiales que se vacían fácilmente la relación 1 CANGILONanchura/altura de cangilón es EB /E„ = 1 , mientras que 2 ELEMENTOS DE CORTEcon materiales pegajosos se tiende a una menor anchura 3 CADENAScon una relación EB /E„ = 1,6 y unas caras laterales másinclinadas para evitar la formación de puentes. Figura 14.- Cangilón con elementos de corte

Los cangilones con respaldo de cadenas puedendescargar sin dificultad materiales húmedos y pegajosos,ya que las cadenas con sus movimientos los despegan Estas piezas pueden ser intercambiables o fijas. Lasfácilmente. primeras se sustituyen con facilidad, una vez

desgastadas, mientras que las segundas tienen queExisten disposiciones especiales, con recubrimientos ser rellenadas con soldadura, manualmente y enantiabrasión, calentamiento de los cangilones, etc. taller.

Los elementos de corte tienen que cumplir las siguientescondiciones básicas: í

- Ser fáciles de montar y desmontar.

- Soportar los materiales abrasivos.

- Ser susceptibles de reparación. o

- Aguantar los impactos.CANGILON \T/

PRECORTADORb) PrecortadoresESTRUCTURA

Los precortadores son unos elementos de corte especial DEL RODETEque consisten en unos cangilones con fondo abierto. Seinstalan entre cada dos cangilones, y su misión es la de Figura 15.- Colocación de cangilones precortadores.

arrancar el material para conseguir un llenado máseficiente, pues de esta manera cada cangilón se llenacon el material arrancado por él, más el procedente delprecortador que le antecede. 3.6. Sistema de izado

El sistema de izado posibilita el posicionamiento delEl disponer de precortadores exige un incremento de la rodete a la altura requerida durante la operación,potencia de accionamiento, pero queda compensado por previniéndose la bajada de éste cuando no se trabaja,las ventajas derivadas de su utilización y por la la subida rápida si se produce un derrumbe del talud oposibilidad de sustituirlos en un momento dado por simplemente mantener el rodete a una alturacangilones convencionales. determinada estando parado.

mil

Foto 3- Rodete de cangilones con fondos constituidos por cadenas.

177

Los sistemas de izado pueden ser de dos tipos: de diámetro del mismo, "d", y el diámetro de los tamborescilindros hidráulicos o de cables. y polea, "D", sea D = 25d.

La vida en servicio de los cables depende

3.6.1. Cilindros hidráulicosfundamentalmente de las condiciones de trabajo de lamaquina y de la frecuencia con que se accionen los

El cilindro de izado se coloca bajo la pluma del rodetecabrestantes de izado. En algunas unidades que

y se fija a la superestructura giratoria, Fig. 16. Comotrabajan realizando un arranque selectivo, los sistemasde elevación se mueven hasta 400 veces durante una

consecuencia de las grandes fuerzas que pueden hora.con los cilindros hidráulicos, es posible .

utilizar unidades simples. También se emplea el sistemahidráulico en el izado de la pluma de descarga, pero, Cuando el sistema de izado del brazo de descarga esdebido a los menores requerimientos de altura, su también de cables, se aplican los mismos criterios dedimensión es mucho más pequeña, Fig. 16. diseño que para el brazo del rodete, pero teniendo en

cuenta que las fuerzas de elevación que se requierenEstos mecanismos de elevación se utilizan preferen- son mucho menores.temente en las rotopalas compactas de accionamientoelectrohidráulico.

3.7. Descarga de la rotopala3.6.2. Cables

La descarga del material por la rotopala se puedeEl sistema de izado por cables es el más fiable para efectuar por diversos sistemas, mediante el brazo delevantar y bajar grandes cargas. descarga, un carro cinta y el brazo de descarga o por

un puente de conexión.En las unidades mayores se emplea no sólo en laelevación del brazo del rodete, Fig. 17, sino incluso enla del brazo de descarga.

3.7.1. Brazo de descargaEl sistema comprende una serie de tambores deenrollado accionados eléctricamente y un conjunto de La rotopala vierte el material directamente sobre el carropoleas de reenvío, Fig. 18. tolva o en el hueco creado, Fig. 19, si es que éste se

En el caso de máquinas pequeñas, es suficiente con unautorrellena y, una vez realizada la excavación de un

único cabrestante, Fig. 18, con dos tambores y dosbloque, la cinta del tajo se traslada paralelamente almismo.independientes. Las mayores tensiones aparecen .

en el cabrestante y en la estructura soporte.La longitud de la pluma debe permitir la apertura del

Con el fin de alcanzar la máxima vida en servicio de los hueco inicial en un nuevo bloque antes de efectuar elcables de izado, se recomienda que la relación entre el ripado de la cinta del tajo.

r r CILINDRO DE ELEVACIONDEL BRAZO DE DESCARGA

CILIN O DE ELEVACIONDEL BRAZO DEL RODETE

Figura 16.- Cilindros hidráulicos de elevación del brazo del rodete y del brazo de descarga.

178

Foto 4 .- Sistema de izado por cables del brazo del rodete.

IR

;SI

Figura 17.- Sistema de elevación mediante cables.

A

A SISTEMA DE CABLES AB 2 3

8 SISTEMA DE CABLES B1 EXTREMO DEL CABLE Y ABRAZADERA2 EXTREMO DEL CABLE

3 DISPOSITIVO DE MEDIDA DE TENSION DEL CABLE

Figura 18.- Cables y poleas de accionamiento de un brazo de rodete.

179

•Jlm

x±71.1 ,

- ®m I_ ; -

•lm_o

m,6 5'J1Sm� co IOC m

Figura 19.- Vertido dei material mediante brazo de descarga.

3.7.2. Brazo de descarga y carro cinta 3.7.3. Puente de conexión

El carro cinta permite la excavación por la rotopala de Este sistema es el más empleado en las grandesdos o más bloques , Fig. 20, sin efectuar el ripado de unidades y ayuda a compensar las distancias entre lacintas, teniendo el sistema las siguientes ventajas: rotopala y la unidad de descarga que recorre la cinta de

- Disminuye el número de ripados y, por tanto, banco, Fig. 21.

aumenta la eficiencia de la rotopala. El puente de conexión tiene las siguientes- Facilita la apertura de bancos. características:- Permite realizar la excavación y transporte a - Con la extensión automática del puente, el procesodiferentes niveles. de carga de la cinta es más o menos independiente

de los movimientos de la excavadora.ROTOPALA

- El operador de la rotopala se encuentra situadoH - cerca de la cinta de tajo y controla fácilmente el

movimiento de las orugas.

o1STANCUI ce - La cinta de carga se puede ajustar en altura.- RIPADO _

La tolva de descarga puede suspenderse de la cintaf . � I de carga, eliminando el carro tolva.

1 POSICION oE uANCHURA ' - = l- 1 il ROTOPALA PARAlLOOVE EL 114.00VE 1 La cinta de banco puede situarse a diferente nivel

°LOOVE " �� '� `= ; ! que la rotopala, facilitando la ape rtura del banco.

POSICION PARA1 i

I EL BLOQUE =

EXCAVA~ LEL

1

'3 .8. Sistema de cintas

HUECO INICIAL CINTA oE�--�` TAJO

En el desarrollo de las roto alas se ha producido unafuerte reducción en el número de cintas y puntos de

ROTOV.LAtransferencia. Así, en las grandes unidades, se hapasado de 10 cintas a 4, que son las que se utilizan en

- CARRO TOLVA los modelos actuales. Estas cintas son:-'' CARRO CINTA

.�. -Br

- La cinta del rodete

.�PDS pON DE LA ANTA °E La cinta central que se desplaza excéntricamenteTAJO DESPUES DEL RIPADO ! i 1

La cinta extensible del puente.

Figura 20.- Descarga mediante un carro cinta. - La cinta de carga.

ton

10.2 m

• 26 m �� // _

-lom

:0

Sm ; j36m 90m : tOm � tSm zlm

i L �IOm

Figura 21.- Descarga de la rotopala a través de puente de conexión.

Foto 5.- Vista del brazo de descarga de una rotopala convencional.

181

En las rotopalas semicompactas se prescinde de la En el primer punto se han probado diferentes diseños.cinta central y en las compactas sólo existen dos llegándose incluso a utilizar platos giratorios, Fig. 23.cintas.

A BEl sistema de cintas de estas máquinas debe estar ------diseñado para soportar puntas de carga durante laoperación, sin exceder la sección transversal de lasmismas. La puesta en marcha de las cintas serealiza en sentido opuesto al del transporte delmaterial.

En lo referente a las secciones transversales de lasbandas, éstas dependen de diversas variables, peropueden establecerse las relaciones aproximadasreflejadas en la Tabla IX.

Figura 23.- Comparación de rodetes dotados con plato giratorioy placa de caída.

TABLA IX

A no ser que esté plenamente justificado, el platoANCHURA DE BANDA ANCHURA UTIL giratorio supone un componente más de las rotopalas

B (mm) b (mm) que suele causar serias dificultades durante la operacióny mantenimiento de estas máquinas.

B < 2.000 b = 0,9B - 50El diseño del segundo punto de transferencia en el eje

B > 2.000 b = B - 250 de giro debe también estudiarse con detalle, con el finde.evitar el rebose del material.

Se colocarán placas reflectoras o estrelladeras paraguiar la trayectoria del material y la tolva de la cintareceptora dispondrá de cierres laterales, Fig. 24.

4. Operaciones básicas y práctica,R IR operativa

1-- IR 4.1. Forma de trabajo de una rotopalaB ANCHURA DE BANDAb ANCHURA UTIL La forma de operar de una rotopala se basa en la

/R LONGITUD DE RODILLOS combinación de dos movimientos: la rotación del rodete

ANGULO y el giro del brazo que sustenta al mismo. La huella queX se produce en el frente de excavación es similar a una

Figura 22.- Sección transversal de una cinta. curva helicoidal cuyo diámetro es igual al diámetro delrodete, y el radio de curvatura es igual a la distanciahorizontal del eje del rodete al eje de giro del brazo.

Las velocidades de las bandas, por lo general, semantienen por debajo de los 4,5 m/s. Cuando la rotopala completa una pasada de espesor "t"

se produce una traslación de la misma para efectuar unEn cuanto a los puntos de transferencia, éstos suponen corte concéntrico con el anterior, Fig. 25.un inconveniente en la operación de las rotopalas, yaque constituyen interrupciones en la ruta de transporte El corte de espesor "t" sólo se produce cuando eldel material. Los principales puntos de transferencia son: ángulo "a" es igual a 00, es decir, cuando el brazo delel del rodete, y el del eje de giro. rodete es perpendicular al frente de trabajo y el corte

182

• TAMBOR TAMBOR DE\ ` - -i- DESCARGA

PLACAREFLECTORA

CINTA DELBRAZO

CINTA DEDESCARGA

CINTA DE o 0DESCARGA

-i

Figura 24 .- Diseño del punto de transferencia en el eje de giro de la rotopala.

AVANCE DE LA EXCAVACION La velocidad de giro del brazo del rodete se regula enEN UNA TERRAZA , v un campo de 1 a 5 y , por consiguiente , el ángulo se

FRENTE ve limitado a un valor máximo de 800 .DE TALUD

A TALUD LATERAL�= V NUEVO

h 4.2. Variantes de excavación

H La rotopala puede excavar de dos formas : en terrazastx¿ DIRECCION y en cortes descendentes , Fig. 26.

DE AVANCEgC(

TALUD LATERALANTIGUO 0Y F 1

CORTE EN ELPUNTO CENTRAL

b.

Figura 26.- Formas de excavación de las rotopalas a) en terrazas-Q4 p y b) en cortes descendentes.

Figura 25 .- Cortes efectuados por una rotopala . En la excavación por terrazas , el rodete avanza un pasoen cada inversión de giro del brazo, hasta el límite

tiene una altura igual al radio del rodete y va permitido por el brazo y las orugas a la misma altura.disminuyendo proporcionalmente a 1/cos a. Por lo tanto , Una vez concluida la terraza, el rodete retrocede,si se quiere mantener la producción de la máquina, desciende y comienza la terraza siguiente.debe producirse un aumento de la velocidad de giro delbrazo del rodete. Para un ángulo "a" de 70°, 1/cos En el co rte descendente , el rodete baja en cada70° = 3, con lo que la velocidad de giro debe ser 3 inversión de giro del brazo . Acabado el co rte se iza elveces mayor que en el centro del bloque . La expresión rodete , se avanza y se comienza el nuevo corte.general para calcular esa velocidad es, pues:

La elección del sistema de excavación depende de lascaracterísticas geomecánicas de los materiales y de la

V necesidad de realizar los arranques selectivos. En esteV,° = último caso , se puede utilizar una forma de excavación

cos a mixta.

183

4.3. Sistemas de trabajo 4.3.2. Excavación en frente largo

Los métodos de trabajo principales son: excavación en Se realiza manteniendo el brazo del rodete enbloque lleno , excavación en frente largo, excavación en dirección perpendicular a la dirección del circuito debloque lateral y excavación bajo nivel de orugas. transpo rte , desplazándose la máquina paralelamente

al frente , Fig. 28.

En este sistema de excavación el tren de orugas es el4.3.1. Excavación en bloque lleno componente que opera con mayor intensidad, siendo

frecuente que este tipo de rotopalas se desplace sobreEs el sistema más utilizado en la actualidad , debido a vías.la gran movilidad de que disponen las excavadorassobre orugas . Con máquinas de brazo extensible se puede conseguir

la excavación en terrazas , haciendo posible el arranqueLa rotopala puede trabajar en terrazas o por co rt e selectivo de materiales.descendente con un ángulo del brazo del rodete enrelación al talud que va disminuyendo a medida que La aplicación de este sistema de operación exige que el

progresa la excavación hacia abajo , Fig. 27. banco de trabajo presente una buena estabilidad.

Figura 27.- Excavac ion en bloque lleno . Figura 28.- Excavacion en frente largo.

La anchura del bloque se dimensiona de forma queel brazo del rodete forme un ángulo de 80° conrelación al nuevo talud y de 45° a 50° con relación 4.3.3. Excavación en bloque lateralal antiguo.

La rotopala lleva sus orugas entre el pie del talud y elCuando se trabaja en terrazas la altura de las mismas circuito de transpo rte , de igual forma que en ladepende del diámetro del rodete , de forma que se excavación en frente largo , realizando el arranque concumple : el sistema en bloque lleno , es decir , girando el brazo

0,33D <_ H <_ 0,67D,del rodete , Fig. 29.

siendo:

H = Altura de la terraza (m).D = Diámetro del rodete (m).

El vertido puede realizarse sobre cinta, ferrocarril.volquete , cinta puente o apilador, siendo los másfrecuentes el primer y el último sistema.

Figura 29 .- Excavación en bloque lateral.

Este método de operación presenta los siguientesinconvenientes : Se utiliza para la extracción de suelos o ma-

- Es necesario variar la velocidad de giro del brazo teriales supe rf iciales de poca estabilidad , requirien-

del rodete para mantener la producción, como ya se do una frecuencia de traslación intermedia entre

ha indicado .los dos sistemas anteriores y exigiendo un brazode rodete largo y con posibilidad de alargarse

- Hay que comprobar los ángulos libres del más.

extremo del rodete con el accionamiento, ya quepueden limitar las posibilidades de giro de la Este sistema es el más empleado en Estados Unidos enrotopala . las explotaciones de carbón bituminoso.

184

4.3.4. Excavación bajo nivel de orugas - Arranque del recubrimiento con vertido directo de losmateriales poco consolidados más superficiales,

Este sistema de excavación permite aumentar la altura dejando al descubierto las rocas competentes, quede banco para una posición del tren de orugas, Fig. 30. serán extraídas por dragalinas, excavadoras de

cables, etc.La altura del banco inferior es menor que la que - Excavación del recubrimiento con vertido a una cintaconsigue la misma excavadora en el banco superior, puente "Cross Pit Conveyor - CPC", o a la cintaestando normalmente en una relación 1 a 3. transportadora perimetral, "Around Pit Conveyor-La excavación bajo el nivel de orugas puede hacerse APC".manteniendo o cambiando el sentido de giro del rodete: - Extracción del mineral cuando éste es poco

resistente: lignito, bauxita, fosfato, etc.- Con igual sentido de giro se necesita un brazo de

rodete largo y se reduce la anchura de banco. - Retirada de la tierra vegetal con unidades pequeñaspara su recolocación en la parte superior de la

- Cambiando el sentido de giro se aumentan las escombrera con vistas a conseguir una buena

posibilidades, existiendo sólo la limitación que se recuperación de los terrenos,

impone por el ángulo máximo posible de la cinta delbrazo de carga. B) Obras Públicas

El cambio del sentido de giro del rodete solo es posible - Ejecución de grandes movimientos de tierra encon diseños de éste no celulares. obras lineales, tales como canales y autopistas.

Los métodos de explotación en los que pueden utilizarserotopalas son fundamentalmente dos: descubiertas y ttterrazas, y su elección depende de la estructura delyacimiento, recubrimiento de estéril, diseño de la

5. Aplicaciones explotación, etc.En los epígrafes siguientes se describen los más

Las aplicaciones principales de las rotopalas son las importantes.siguientes:

A) Minería 5 . 1. Método de terrazas con excavación enescalones

Excavación del recubrimiento, con vertido directo, entodo el espesor, hasta dejar el mineral al Con este método se puede incrementar la altura dedescubierto. banco, cuando no existen problemas de estabilidad y, de

ev r� I

63m 88m 18m�

Figura 30.- Excavación bajo el nivel de orugas.

185

ROTOPALA

CINTA RIPABLE

H1Hi

H +T --------

�---- A CINTA RIPABLE ROTOPALA

H+Hi

Ht

Figura 31.- Método de trabajo escalonado.

B = ANCHURA. DE BLOQUEH= ALTURA DE BLOQUEL = LONGITUD DE BLOQUE

Figura 32.- Método de explotación por bloques.

186

A= ANCHURA DE BLOQUE

ROTOPALAr mar.- - - ---t- Br

LiIII-`Y-1, 1 1 -P 1/14 A

A

CARRO-TOLVACARRO-CINTA CINTA RIPABLE I

a

Figura 33.- Explotación por bloques paralelos con rotopala y carro cinta.

-r-

H,?sta forma, mantener el circuito de transporte más HT {:-_________ _estable . Los procedimientos operativos pueden ser los H

12 -- - - - - - - - - - -,iguientes:CINTADE TAJO

- Con dos pasadas al frente a distinto nivel.

- Con una pasada por detrás de la cinta del tajo , conla rotopala en el nivel inferior.

C IN TA DE TAJO

- Con una nueva pasada , desde la posición anterior.bajo el nivel de orugas . _. ¡

A

5.2. Método de terrazas por bloquesparalelos NIVEL oE ! i

En este método las rotopalas dan una pasada en iavance y otra en retroceso , ambas de igual anchura, - - i.Fig. 32.

Los ripados de las cintas de tajo son paralelos . - - Aconsiguiéndose mejores rendimientos que con otros L̂- ; TOLVAtipos , como son los polares o mixtos. - ¡ r7

Si se cuenta dentro del sistema con un carro-cinta, lasposibilidades de explotación aumentan al no precisarse unnúmero tan elevado de ripados de las cintas de tajo , Fig. 33 .

Una variante del método anterior es la constituida por ;-�dos rotopalas , situadas a distinto nivel, con sus brazos ---respectivos descargando sobre un mismo circuito de Figura 34.- Método de explotación con dos rotopalas atranspo rte , Fig. 34 . distinto nivel.

187

:íZ

- i. Á nm: .•�7EífaR�..i1 ':.:.11[. w; ..� ].� %� .� : �, , ._��.-+ j � � J

Foto G.- Frente de explotación con rotopala en primer plano excavando bajo el nivel de orugas ( Mina Fortuna . Rheinbraun).

Por otro lado , con una sola máquina es posible excavar 5.3. Método de descubierta con vertidovarios bloques paralelos, sin ripar la cinta de tajo , si la directorotopala dispone de un puente de descarga de longitudsuficiente, Fig. 35. Consiste en el empleo de equipos que disponen de un

El esquema en planta de estos métodos de bloquesbrazo de descarga de grandes dimensiones , capaz de

paralelos con ve rtido de los estériles dentro del propiorealizar el ve rtido a gran altura y distancia del frente deexcavaciónhueco y transporte perimetral del material se representa

, Fig. 19.

en la Fig. 36.

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Figura 35.- Excavación de dosbloquesdel mismo nivel con una rotopala.

188

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l1 �O rDIRECCION DE AVANCE

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SECCION A-AFigura 36.- Método de terrazas con vertido de los estériles en el propio hueco.

5.4. Método de descubierta con cinta 5.5. Método mixtopuente o apilador de brazo largo

Existen múltiples combinaciones de equipos mineros conEs similar al método anterior , pero el transporte del las rotopalas, que configuran los diferentes sistemas deescombro se efectúa por encima del tajo de extracción explotación . En la Fig . 38 puede verse el empleo dedel mineral . Se aplica cuando la potencia del estéril de una rotopala con un circuito de cintas perimetral en elrecubri miento es importante y su vertido directo no es nivel superior, trabajando conjuntamente con unaposible realizarlo por la propia rotopala, al no disponer dragalina en el banco inferior.de alcance suficiente , Fig. 37.

189

I'.

IOm 20m

I I ¡

E. -fEi4

E}- - - - - I E�s0m ^'

dR ib 7

2Cm

Figura 37 .- Descubierta con ap i laoor de brazo largo

ROTO PALAORAGALINA

a 52t9n►4 CARRO CINTA

SS inem_�F,�,q t

10 n+ --- 2Cm

'ANCHURA DE BANCOtam ARCILLAADORA

12m BAUXITA

Figura 38.- Método de terrazas con sistema de explotación mixto.

El método descrito se utiliza cuando los recubrimientos se somete a la máquina a tensiones muymás superficiales no son compactos y de naturaleza impo rtantes.abrasiva y permiten la excavación continua obteniendo - Los materiales pegajosos producen problemas deelevados rendimientos . apelmazamiento y atascos en los cazos, en las

cintas y en los nudos de transferencia.- Los materiales muy abrasivos producen un fuerte

6. Consideraciones de selección desgaste en las puntas y dientes de los cazos.- Los frentes de excavación deben ser estables.Las rotopalas son máquinas con grandes rendimientos de

arranque en terrenos y condiciones de operación adecua - El proceso de selección de la máquina tiene dos etapasdos. Las mejores condiciones se dan en grandes yacimien - básicas : el cálculo de la producción teórica y latos horizontales , de materiales poco consolidados y uni- definición de la geometría de la máquina.formes , tal como aluviones, suelos , rellenos glaciares, etc.

Hay que tener en cuenta las siguientes restricciones:Los bloques de roca o el material grueso no pueden 6.1. Cálculo de la producción teóricaser manipulados por estas máquinas . La producción real de una rotopala es muy diferente a

- Los materiales muy duros no son adecuados ya que la producción teórica o de diseño de la misma , debidose requiere una potencia del rodete muy elevada y a los siguientes factores:

190

TABLA X

CONDICIONES DE ORGANIZACIONCARACTERISTICAS DEL TERRENO

Excelentes Buenas Medianas Malas

Ligero 0.70 0,63 0,55 0,47

Medio-difícil 0,65 0,58 0,50 0,42

Difícil 0,57 0,50 0,43 0,36

Duro 0,42 0,37 0,32 0,27

Grado de llenado de los cangilones . 6.2. Definición de la geometría de laParadas por mantenimiento programado. máquina

Paradas por averías. Una vez conocida la producción teórica necesaria, seRipados de cintas transportadoras. determinan los siguientes parámetros geométricos deDías no trabajados, etc. estas máquinas:

- Diámetro del rodete.- Velocidad de corte.

_a producción teórica de diseño, "Q,", se calcula en - Número de cangilones.`unción del volumen anual necesario, "Qe". - Número de descargas.- Capacidad del cazo.

Q - Potencia de accionamiento.,=Días/año .Horas/día . F La producción teórica del material suelto de una rotopala

donde: viene dada por:

F = Factor de campo que es igual a E x C. Q� - Qm ' S

E = Eficiencia de la operación donde:C = Condiciones de trabajo. Q, = Producción teórica (m' sueltos/h).

Qm Producción teórica (m3 banco/h).S = Esponjamiento del material, que suele variar

"E" se determina en función de las características z el entre 1,3 y 1,6.terreno y condiciones de la organización, Tabla X.

Por otro lado, se tiene:El factor "C" se determina según la Tabla XI.

Q.=IN.s.60

TABLA XI donde:IN = Capacidad del cazo (m'). En rodetes no

celulares se cumple: IN = 1,25 V, siendo "V" el

CONDICIONES DE TRABAJO FACTOR volumen geométrico del cangilón. No debeolvidarse que existe un aumento de capacidaddebido al espacio anular y que puede llegarse

Excelentes 0,52 a valores de IN = 1,5 V.

Buenas 0,83 s = Descargas por minuto, que se calcula con:

Medias 0,73 s = W . nMalas 0,62

donde "W"W" es la velocidad de rotación del rodete y "nel número de cangilones.

191

El rendimiento , "Q,", es igual al producto de la altura de ya que condiciona el peso de la máquina y, por tanto,la terraza , " h", por la profundidad de corte , "a", por la su coste y además la producción horaria.anchura de corte, "b", y por el número de descarga porminuto , " s". La velocidad de corte depende de las características del

material a excavar y debe ser tal que permita elQ, = h . a . b . s . 60. pe rfecto vaciado de los cazos.

La profundidad y anchura de la rebanada dependen de La regulación del rodete se consigue con un reductor dela velocidad de giro de la pluma del rodete. velocidad o con una cascada subsfncrona y de esta

forma los materiales pegajosos se extraen con bajaVelocidad de giro V9 velocidad y los normales con alta velocidad.

b = . 60,S Entre la velocidad de corte , "V," , en m/s, la velocidad

angular , "W", en rad/s, y el diámetro del rodete , " 0", enm, existe la siguiente relación:

luego:V, = WW. D/2.

Q,=h.a. V9.3600.La velocidad de corte suele variar entre 2 y 3,5 m/s.

La altura de la rebanada, "h", depende a su vez del La velocidad crítica es la que se alcanza cuando ladiámetro del rodete , " D", y suele estar comprendida , fuerza centrífuga se iguala con el peso del material y,como ya se ha indicado , entre los siguientes valores : normalmente, se calcula con las siguiente expresión:

h = (0,3 _ 0 , 65) D. V,, = 2,22 � D,

La profundidad de la pasada , "a", es función de la altura donde:de la rebanada y depende de la dimensión del cangilón,estando comprendida entre los siguientes valores : Va, = Velocidad crítica (m/s).

D = Diámetro del rodete (m).a = (0,05 + 0,1) D.

La velocidad de giro, "V9suele variar dentro del Entre la velocidad de co rte , "V," , y la velocidad crítica,siguiente rango : "V,,", debe mantenerse la siguiente relación:

V9 = 0,2 _ 0 , 5 m/s. V° > 0,5 V," ó V° ? 1,1

Con los valores señalados anteriormente , resultan lassiguientes relaciones , con sus rangos , entre lacapacidad nominal de la rotopala y el diámetro del 6.2 . 2. Número de cangilonesrodete:

El tamaño y número de cangilones depende del tipo deQ, = 10,8 D2 r 117 D2, material a excavar:

de donde : - En rocas blandas se usan pocos cangilones de grancapacidad, y

D = 0,3 . Q, , 2 _ 0,09 Q, `2.

- En materiales duros se emplean muchos cangilonesEl material a excavar influye en el diámetro del rodete , de pequeño tamaño.debido a los siguientes aspectos:

- En los materiales blandos y pegajosos se requiere En este último caso, se consigue una mejor distribuciónuna mayor velocidad para facilitar el vaciado de los de los esfuerzos de corte y una reducción de lascazos, precisándose un diámetro mayor . vibraciones al disponer de un elevado número de

cangilones . El espesor del tamaño arrancado es más- El diámetro influye en el ángulo de la pluma del pequeño y, por consiguiente , más manejable en todo el

rodete y dado que se tiene un valor límite de 13°, sistema.a mayor diámetro menor ángulo.

El espacio existente entre cazos depende de lacapacidad geométrica de los mismos y el diámetro del

6.2.1. Velocidad de corte rodete . El número de cazos , "Z", se suele estimar conla ecuación:

La velocidad de co rte o velocidad tangencia ) del rodetey su regulación es un parámetro de diseño fundamental , Z = 4 . D12.

192

6.2.3. Número de descargas - Resistencia a compresión

El número de descargas de los cazos, "s", por segundo - Estructura de la matriz

es función del tipo de material y del tiempo necesario - Plasticidadpara permitir el vaciado. Con materiales sueltos el - Cohesiónnúmero de descargas es mayor que con materialespegajosos o plásticos de mayor cohesión. - Angulo de fricción

El valor de "s" se determina con: - Humedad- Abrasividad

s V Z • 60, - Velocidad de propagación sísmica.=

D Finalmente, queda por determinar los siguientesparámetros:

donde: - Longitud de la pluma del rodete

V, = Velocidad de corte (m/s). - Angulos libres del rodete, y

Z = Número de cazos. - Longitud de la pluma de descarga

D = Diámetro rodete (m).Cada uno de estos parámetros afecta a los siguientespuntos:

Existe un número óptimo de descargas, pues, si es muyelevado, el efecto de la fuerza centrífuga dificulta el - Longitud de la pluma del rodetevaciado de cangilones y, si es muy pequeño, seproduce una sobrecarga de éstos con derrame de parte Altura de bancodel material arrancado. • Peso de la excavadora

• Anchura de bloque

6.2.4. Capacidad de los cangilones• Talud lateral mínimo.

- Angulos libres del rodeteLa capacidad de los cangilones se estima a partir de la Talud de trabajoproducción nominal de la rotopala, Q,s (m /h), y delnúmero de descargas por minuto, "s". • Talud lateral mínimo

Q • Profundidad del bloqueV= a

60 . s . 1,25 - Longitud de la pluma de descarga

• Anchura de bloque

• Frecuencia de ripados de la cinta de banco6.2.5. Potencia de accionamiento • Posibilidad de trabajo en dos bancos

La potencia de accionamiento que engloba la potencia - Velocidad de girode excavación, la potencia de aceleración, la potencia Producción de la excavadorade elevación y la potencia perdida, ha sido tratada condetalle en el epígrafe 3.5.5. - Fuerza de excavación

Producción de la máquina según el tipo deterreno.

6.2.6. Diseño estructural del rodete • Problemas de mantenimiento.

El diseño completo del rodete comprende: - Sistemas de traslación

- El diseño del cazo. • Presión sobre el terreno- Los elementos de corte y precortadores. . Pendiente remontable- Las tolvas de vertido. • Talud frontal- La ubicación del accionamiento del rodete.

Como ya se ha indicado, una misma producción horariaLos tres primeros elementos dependen de las se puede conseguir mediante rotopalas compactas,propiedades de los materiales a excavar: semicompactas o convencionales.

193

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...ice. -• �.

Foto 7.- Talo de explotación de una rotopala trabajando conjuntamente con un carro cinta. Lignitos de Meirama.

Dado que el precio de adquisición de estas máquinas es - Son sistemas complejos que precisan unnotablemente diferente, debe realizarse un análisis mantenimiento cualificado y poseen unacomparativo detallado estudiando la influencia de disponibilidad muy baja al tratarse de circuitos endiversos factores: serie.

- Coste del dinero. - La inversión es muy elevada.- Vida del proyecto.

Coste del personal. - No pueden excavar materiales duros, abrasivos Ycompactos.

- Coste de la energía.Coste de los materiales. Por ello, las tendencias en las últimas décadas se han

- Coste de los elementos de desgaste. dirigido hacia la resolución de estos problemas y poderasí aprovechar sus grandes cualidades, en un momentoen el que la aparición de la crisis energética y elagotamiento de los yacimientos hacía necesario disponerde sistemas de excavación de bajo coste.

7. Tendencias y nuevos desarrollos A continuación, se analizan los principales logrosalcanzados en el diseño y fabricación de estas

Las grandes ventajas ofrecidas por las rotopalas residen máquinas.en que:

El continuo aumento en el tamaño y productividad de- Son sistemas continuos. las rotopalas, desde la década de los 50 hasta finales

- Tienen un coste bajo de operación. de los 70, se ha estancado, por el momento, debido alreducido número de yacimientos en los que pueden ser

- Poseen alta capacidad de producción con arranque utilizadas y, sobre todo, a las importantes inversiones deselectivo. capital que se precisan.

Se han visto en numerosas ocasiones superadas por El desarrollo se ha centrado en las máquinas consus inconvenientes, entre los que cabe destacar: tamaños pequeños y medios:

194

- Rotopalas compactas. - Diseño de cazos con dientes para resistir la- Rotopalas semicompactas. abrasión y la excavación en terrenos compactos o

prevolados.La mayor introducción de las rotopalas se ha producido - Construcción de la pluma resistente a impactos ycon las de diseño compacto, como consecuencia de sus vibraciones.ventajas:

- Menor inversión que con las rotopalas - Sistema de estructura tipo cajón.convencionales.

- Menor peso y mayor maniobrabilidad.- Menor tiempo de entrega al tratarse de unidades Por último, y con objeto de aumentar la

estándar. disponibilidad de los circuitos se produce una

- Capacidad de excavación de terrenos resistentes. simplificación de los mismos, cambiando el tradicionalsistema alemán:

Este tipo de rotopalas suelen ser de accionamiento - Rotopala con puente de conexión.electrohidráulico y tener una capacidad 3de producción

Cintas ri ables de tajo.entre 150 m b/h y 2.500 m%/h.-

p jo.

El segundo grupo de rotopalas en expansión es el tipo - Cintas fijas con cabezas avanzables.semicompacto, con capacidades de producción - Cintas fijas a escombrera o circuito de parque concomprendidas entre 2.400 y 3.600 msb/h. cintas y apiladora.

Estas máquinas de tamaño medio tratan de resolver los - Circuito de escombrera con cinta ripable y apiladora,problemas de excavación de terrenos duros en Fig. 39,explotaciones de dimensiones medias-grandes, pero congeología y materiales diferentes a los yacimientoscentro-europeos. Fundamentalmente, están siendo por un sistema de estéril formado por:empleadas en Canadá, en las arenas bituminosas deAlberta, en la India, en Neyveli, y en Australia, en - Rotopalas compactas, yGoonyella.

- Apilador de brazo largo o cinta puente, Fig. 40.Las características más significativas de estas máquinasson: Esta variante se utiliza en algunos yacimientos no muy

profundos, como los de lignito de Texas, permitiendoPotencia de accionamiento del rodete elevada. elevar la eficiencia del 50 al 65%.

< CINTA 2

ESTERIL DEAPILADORA

✓n.

ESTERIL DEDRAGALINA

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Figura 39.- Sistema tradicional de explotación en la mina Goonyella.

195

-; I

F\ 4

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Figura 40.- Sistema de explotación simplificado.

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Ground Conditions for Pre-stripping with Bucketdimensionamiento

dee

delMinería

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196

CAPITULO Vi¡

Minadores continuos

1. Introducción A continuación , se clasifican en cinco grupos, según suestado de desarrollo y forma de ataque, las unidades

En la última década han aparecido en la minería a cielo actualmente en el mercado y las de próxima aparición,abierto unos nuevos equipos de arranque continuo, Tablas 1 y II.distintos a las rotopalas tradicionales, que han creado por otro lado, en la Tabla III se indican los mecanismosunas nuevas expectativas en las técnicas de explotación y sistemas empleados por las diferentes máquinasde materiales medios y duros. existentes en el mercado. Estos son:

``Estas nuevas máquinas se caracterizan básicamente por - El sistema de corte.las siguientes ventajas:- La dirección de arranque.

- Posibilidad de efectuar el arranque continuo del -mineral con una alta selectividad. sistema de recogida del material..

- El mecanismo de carga.- Obtención en el propio tajo de una granulometría del El sistema de transporte y vertido, ymaterial que permite prescindir en muchos casos de

-}

la trituración primaria. - El mecanismo de traslación.

- Alta movilidad de las máquinas dentro de lasexplotaciones.

- Capacidad para excavar materiales duros y, por 3. Características generales y deconsiguiente, eliminar el empleo de explosivos. diseño

- Gran flexibilidad operativa.Las características técnicas y de diseño de estas

- Adaptabilidad a sistemas de transporte continuo por máquinas se recogen en las siguientes descripciones.cintas.

- Diseño compacto y reducido peso en servicio.3.1. Minadores de ataque horizontal

- Costes de capital por tonelada producida menoresque en otros equipos. Son los más empleados hoy en día y su origen se

encuentra en la obra pública, donde desde hace años- Aprovechamiento eficiente de la energía, y se aplican al fresado o arranque de los pavimentos de

asfalto en tongadas de reducido espesor y con gran- Costes operativos bajos. precisión.

En esencia, consisten en un chasis con tres o cuatroActualmente, la introducción de estas máquinas en las orugas provistos de un tambor o helicoide portapicas,operaciones a cielo abierto es lenta, pero continua y con disposición normal a la dirección de avance, quefirme, demostrando que las innovaciones tecnológicas y realiza la excavación de las rocas mediante rozado enlos nuevos sistemas permiten alcanzar unos menores profundidades variables y controlables, que van desdecostes de producción y unas mejores condiciones de un par de centímetros hasta más de medio metro. Lostrabajo. equipos incluyen dispositivos de recogida y evacuación

mediante dos cintas, generalmente , una interior oprimaria y otra exterior o de descarga; esta última vacolocada en la parte posterior y puede girarse paraefectuar la descarga lateralmente, bien sobre un camióno sobre un sistema de cintas instalado en el propio tajo,

2. • Tipos de unidades Fig. 1.

En la actualidad, los equipos disponibles puedenclasificarse en dos grandes grupos:- Minadores de ataque horizontal. 3.2. Minadores de rodete fijo- Minadores de ataque frontal.

Este equipo es un híbrido de rotopala y minadorEl estado de desarrollo tecnológico no es er todos los horizontal, Fig. 2. En un lateral o centralmente montanequipos el mismo, pues algunas máqui-as están un rodete de eje horizontal, con cangilones distribuidostrabajando como unidades de producción cesde hace en su periferia que arrancan el material en pasadasvarios años y otras son prototipos en pruebas. sucesivas. El sistema de evacuación, recogida yAsimismo , existen proyectos de casas fabricantes que transferencia es similar al descrito en el equipo anteri or,a corto y medio plazo darán sus frutos. así como su accionamiento de tipo diesel-hidráulico.

197

y -.

TABLA 1Clasificación de equipos de mayor a menor grado de desarrollo

ESTADO V Estas máquinas se fabrican y se utilizan actualmente en explotaciones minerascomo unidades principales de producción. Los fabricantes principales son:

- Easy Miner- Holland Loader- Wirtgen Surface Miner

ESTADO IV Son prototipos de máquinas que están trabajando en pruebas de campo o encondiciones poco habituales, y que en un reducido espacio de tiempo estarándisponibles como equipos de producción en un estado más avanzado. Losexistentes son:- Dosco- Voest Alpine- Rahco }- Krupp

ESTADO III Son máquinas que en alguna etapa han sido desarrolladas y ensayadas, peroque sus proyectos se detuvieron, pasando en las circunstancias actuales a serreconsideradas:- Babcock- McNally-Satterwhite

- WLSO (ex Barber Greene)

ESTADO II Existen prototipos o modelos a escala, habiéndose ensayado algunos de loscomponentes principales.

- Kawasaki- Paurat-PHB Weserhutte.

ESTADO 1 Se encuentran en fase de proyecto con toda la ingeniería conceptual y básicadesarrollada.- Mannesmann Demag.

- Mitsubishi

TABLA 11Clasificación de equipos según la forma de ataque

ESTADO DE ATAQUE HORIZONTAL ATAQUE FRONTALDESARROLLO

V Holland, Easy HollandMiner, Wirtgen

IV Rahco Dosco, Voest-Alpine, Rahco, KruppIII Babcock McNally

II Kawasaki Paurat-PHB Weserhutte

1 Krupp, Mitsubishi Mannesmann-Demag

198

TABLA III

Componentes y sistemas de equipos disponibles

MARCA SISTEMA DE DIRECCION DE SISTEMA DE MECANISMO DE TRANSPORTE Y TRASLACIONCORTE CORTE RECOGIDA CARGA DESCARGA

Babcock Tambor y Picas Ninguno Ninguno Rotación del tambor Cinta Neumáticos

Easy Miner Tambor y Picas Vert ical Ninguno Rotación del tambor Cinta Orugas

Rahco Tambor y Picas Vertical Ninguno Rotación del tambor Cinta Orugas

Wirtgen Tambor y Picas Vert ical Hélice sobre Rotación del tambor Cinta Orugastambor

Dosco Cabezal y Picas Vert ical y Rastrillo giratorio Arrastre con Transpo rtador de Orugashorinzotal Racletas Racletas

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Holland Cuchilla y Dientes Ninguno Ninguno Arrastre con Racletas Cinta Empujado portractor

Barber-Greene(McNally) Rodete Ninguno Ninguno Cangilones Cinta Orugas

iANOUE DE AGUA CABINA

CILINDRO MORAULKO RADIADOR-CILINDRO INDRAULICO 1 AIRE ACONDICION

TANQUE 0£ ACEITEFAROS DE ALUMBRADO,

MOTOR

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CINTA DE CINTA PRIMARIATANQUE DE

REGULADOR DE ALTURADESCARGA COMBUSTIBLE

OJONILLA DE

PUNTO DE GIRECOGIDA

CILINDRO DETAMBOR OE 4RRANOUE OIRECCION

Figura t.- Componentes básicos de un minador horizontal.

199

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Foto 1.- Minador de ataque horizontal en una explotación de carbón.

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Foto 2.- Minador de rodete fijo en funcionamiento.

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Figura 2.- Minador Krupp de rodete fijo.

Los minadores de la casa Krupp que montan el rodete encuentra una de las tres cintas transportadorasen la parte frontal y que son conocidos por KSM, empleadas en la evacuación del mineral.incluyen una gama de modelos con capacidades deproducción desde 1.250 hasta 8.000 m3/h.

En la parte posterior monta una cinta de descarga quepuede girar a ambos lados 70° y verter el material aalturas variables. El tren de rodaje es el de una

3.3. Minadores de ataque frontal y tambor excavadora hidráulica CAT 225, Fig. 3.único

La empresa americana Rahco construyó en 1985 un tipode minador denominado CME-12, destinado al arranque ..bselectivo de carbón en yacimientos con capas estrechaso potentes.

jz2 .El elemento de arranque es un tambor accionado por '

dos cadenas laterales que dispone de un conjuntode'" �-�picas recambiables. Esa cabeza de corte va montadasobre un brazo, semejante al de las palas cargadoras. - ° _gobernado por cilindros hidráulicos y que gira alrededorde un eje horizontal; además en su parte inferior se Figura 3 - Minador de ataque frontal y tambor unico.

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Figura 4.- . ctiva de un minador de ataque frontal en operaaon.

201

Figura S.- Minador de tambor múltiple.

3.4. Minadores de ataque frontal de tambor El material arrancado es dirigido hacia el centro de lamúltiple máquina y cualquier trozo de roca con un tamaño

grande es reducido por las picas hasta que pasa por losEstas máquinas han sido de las más recientes en espacios abiertos de la hélice. El material es recogido

aparecer en el mercado minero. por una cinta de carga que lo transfiere a la de vertido.

El modelo C-Miner, que aún está en fase de desarrollo, En 1988 la casa Voest-Alpine comenzó a ensayar un

ha sido fruto de la colaboración entre PHB Weserhüte prototipo de minador conocido por VASM, Fig. 6, que, conun diseño adaptado y modificado de los equipos dey el fabricante de minadores continuos de interior }

Paurat, Fig. 5. interior, permite el arranque de rocas y minerales y deforma selectiva, en alturas de frente que pueden variarentre 5 y 10 m y anchuras de 5,5 a 16,7 m, dependiendode la aplicación de la máquina y la producción requerida,que varía entre los 400 y los 2.300 m3/h.

La máquina arranca el material con un tamborportapicas modular situado sobre un brazo móvil dotadode movimientos ascendentes y descendentes. El material [excavado es recogido por una unidad de carga ubicadaen la parte inferior que lo desplaza al centro de lamáquina . Un transportador situado en el interior realizael trasvase sobre una cinta orientable que lo transfiere

Figura 6.- Minador VASM en operación con un sistema de a la unidad de transporte.transporte continuo.

Dependiendo del tamaño de la máquina, el tamborconsta de dos o más módulos, con el motor, reductory ejes planetarios acoplados en un estructura común.

El desplazamiento se consigue mediante un tren de dosorugas accionadas hidráulicamente.

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Figura 7.- Posibilidad de empleo del VASM en minería decapas inclinadas.

A grandes rasgos, estos equipos constan de un chasissobre orugas sobre el que se monta la superestructuracon dos motores diesel, la cabina en el centro y la cintade descarga giratoria y angulable en la parte posterior,que abarca un ángulo de 1800. La herramienta de corte,que se ajusta vertical y horizontalmente, está constituidapor tres tambores helicoidales con picas recambiablesen la periferia , formando una "U" muy abierta y con lostambores laterales protegidos con picas en los flancos. Figura 8.- Minador de ataque puntual.

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Foto 3.- Minador Dosco-TB300 en una mina de bauxita en Australia.

'ara el control del polvo dispone de un sistema de especialmente diseñada para el arranque directo de)ulverización de agua instalado a todo lo largo del materiales duros. El tren de rodaje es el de un tractorambor de roza y la cabina del operador va presurizada . D9 que constituye una buena plataforma de trabajo. Las

cabezas de co rte son accionadas por motores eléctricosJn grupo hidráulico central proporciona energía independientes y el material arrancado se recoge poriidráulica a todos los cilindros , orugas de traslación y unos rastrillos giratorios que alimentan a unsistema de carga . El resto de los sistemas son transportador de racletas que lo vie rte por la parteaccionados eléctricamente . posterior.

El suministro de energía se realiza mediante un cableflexible de alta tensión . El vertido puede realizarse directamente sobre camiónDurante el arranque el equipo permanece estacionario, o disponer el material arrancado en montones.con lo que se consigue evitar el desgaste excesivo delas orugas de traslación.

3.5. Minadores de ataque puntual 4. Operaciones básicas y prácticaDesde hace cuatro años se encuentra trabajando en operativauna mina australiana de bauxita , Jarrandale , un minador El pri ncipio de trabajo de los minadores horizontales esde ataque puntual excavando una capa de roca

básicamente comparable al de las mototraillas.dolerftica que no podía riparse con tractores y en la que Contrariamente a como operan las rotopalas o lasla realización de voladuras se desechó por presiones de excavadoras de cables o hidráulicas, estas unidadeslos habitantes de áreas próximas. poseen una alta movilidad y realizan el arranqueEste equipo , denominado TB-3000, Fig. 8, es una mientras se desplazan . Los esquemas de explotaciónmáquina de doble brazo de 123 t, que fue son básicamente dos:

203

AVANCE GENERALDE LA EXPLOTACION

ESTERILDE RECUBRIMIENT

SECUENCIA DE EXTRACCION

3 + s + e 9 013 2

Mineral '1 23 z4 25

o ).

IESTERIL DE 1 IRECUBRIMIENTO 1

BLOQUE 3 1 BLOQUE 2 � BLOQUE r

77 32 'e •E 3

Mineral 9s ae n 2. n zz v eJo +2 25 26 Y• N n i2

b). ñ

Figura 9.- Esquemas oe explotaclon

A) Descendente sobre bloque completo materiales con resistencias a la compresión simple quellegan hasta los 100 MPa. También existe alguna

Se extraen las tongadas de un mismo nivel hasta experiencia aislada en depósitos de calizas concompletar la superficie del bloque, Fig.9a. Presenta la resistencias que alcanzan los 140 y 150 MPa.ventaja de disponer de una gran área abierta quepermite el reconocimiento previo y el control de leyes de En lo que respecta a los minadores de ataque frontal,un gran volumen de material, pero el inconveniente, en tanto de tambor único como de ataque puntual, estánlos casos donde se realiza el autorrelleno del hueco con pensados para llevar a cabo el arranque en toda lalos estériles de cobertera, de retrasar el momento del potencia de la capa o paquete mineralizado, Fig. 10.vertido interior y, consecuentemente, aumentar la Los desplazamientos de la máquina durante el trabajosuperficie afectada y volumen del vertedero inicial. son reducidos, con una magnitud equivalente a la del

avance del propio tajo.

B) Descendente sobre bloques parciales y avancetransversal P ,iL :�-

El material de un mismo nivel se extrae en cada bloquecon un reducido número de pasadas. Al contrario que _en el esquema anterior, las dimensiones del huecoabierto pueden reducirse de forma sensible.

Para asegurar la estabilidad de los taludes en amboscasos, entre pasadas existe un desfase lateral en Figura 10.- Trayectoria de la cabeza de corte en una posicionprofundidad. En lo referente a los equipos de transporte, de trabajo.el esquema de la Fig 9a es más adecuado con el sistemade volquetes, mientras que el de la Fig. 9b posibilita,además, la utilización de cintas ripables o móviles. Los minadores de tambor múltiple están diseñados

para unas alturas de excavación más reducidas queEl espesor de las tongadas arrancadas se adaptará a la los anteriores, por lo general inferiores a los 2,5 m,morfología del yacimiento y a las necesidades de siendo preciso que los equipos se muevan duranteselectividad, pudiendo ser de un par de centímetros la fase de operación. Los esquemas de trabajo sonhasta más de 50 cm, con tamaños de fragmentos en básicamente iguales a los seguidos con loseste último caso de unos 300 mm. minadores de ataque horizontal. En la Fig. 11 se

representa el sistema de operación con cintasEn este momento, existen equipos trabajando en minas ripables, empleando como equipo intermedio un carrode carbón, en canteras de caliza, de yesos y otros cinta sobre orugas.

204

-- --- ------ ----- - ---- ----- - --------- - ---- - ---- - ---- - - -- - ---- ----- -- --- -- --------�;I

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Figura 11 .- Esquema de trabajo de un minador con un sistema de cintas transportadoras r pabies.

5. AplicacionesUna de las ventajas más importantes de los minadorescontinuos es la de poder obtener un producto de mayorcalidad, como consecuencia del arranque selectivo que _ - -_ -�se realiza de los minerales que se explotan.

Los minadores actuales pueden efectuar el arranque conuna precisión de corte de unos 2 cm, lo que permite en . ` o odeterminados yacimientos obtener materiales dediferentes calidades . Esto supone numerosas ventajasentre las que cabe destacar :

- Las plantas de tratamiento de los minerales puedendimensionarse para capacidades más pequeñas, alser una parte de la producción directamente Figura 12.- Procedimientos de arranque en depósitos hori-vendible . zont,lir S e inclinados.

- El material producido está menos diluido al nomezclarse con estéril y la recuperación es mayor El campo de aplicación de los minadores es muyque con equipos convencionales . amplio , como puede deducirse de todo lo expuesto, pero

puede concretarse en la explotación selectiva de- Cuando el mineral presente cie rtos niveles con yacimientos sedimentarios , por ejemplo de carbón, o no

sustancias contaminantes concentradas , el valor de selectiva de depósitos masivos, por ejemplo de calizasla producción puede aumentarse dentro de la y yesos.propia operación minera , pues se evita lapenalización o la necesidad de un tratamientocostoso . Tal es el caso del azufre , en forma depirita, en algunos yacimientos de carbón tomó elde Pue rtollano . 6 . Consideraciones de selección

- La granulometría de los productos puede ser Los equipos actuales son , en algunos casos, unaadecuada para un aprovechamiento inmediato . adaptación de los minadores de interior y de las

fresadoras de asfalto , y en otros están concebidos parael arranque de materiales blandos . Las fuerzas que

Por otro lado, además de poder efectuar un arranque ejercen las picas sobre las rocas constituyen uno de losselectivo en algunos casos se busca la factores principales para vencer su resistencia. Loshomogeneización de los materiales arrancados ; las minadores continuos de cielo abie rto , si se comparansituaciones que pueden presentarse , tanto en el con las máquinas de interior , tales como tuneladoras,ataque horizontal como en el frontal , quedan reflejadas rozadoras , etc., están en inferioridad de condiciones yaen la Fig . 12. que estas últimas pueden estar ancladas o apoyarse

205

Foto 4.- Minador continuo en una mina de lignito.

durante el arranque en los hastiales de la excavación, la compresión , si bien existen experiencias donde secontrarrestando los esfuerzos de reacción. han llegado a arrancar rocas con resistencias de hasta

150 MPa.Para estimar los rendimientos y los costes deproducción de los minadores , así como proceder a unaselección correcta de los equipos , es necesario hacer un Algunos fabricantes proporcionan gráficos como el deestudio exhaustivo de las propiedades geomecánicas y la Fig . 13, donde se indica , para cada tipo de roca,de abrasividad de los macizos rocosos . Los principales según la velocidad sísmica de propagación de las ondasparámetros a determinar son: longitudinales , el campo de aplicación económico de

estas máquinas.Resistencias (a compresión, a tracción, acizallamiento y a impactos).

En cuanto a las producciones unitarias, algunosMódulos de Young (estático y dinámico). minadores continuos pueden alcanzar cifras de hasta

3.000 t/h, en materiales blandos como el carbón. SobreDureza. la base conservadora de 200 dias de operación al año

y dos relevos de trabajo, equivaldría a una producciónAbrasividad y componentes petrográficos (tamaño y anual de 3,5 Mt.geometría de granos , especies mineralógicas ycementación).

Si se comparan estos equipos con otros clásicos de- Densidad (Densidad de grano y porosidad). la minería a cielo abie rto, relacionando la producción

con el peso en servicio y la potencia instalada de- Rozabilidad ( Energía específica y coeficiente de cada grupo de máquinas , se obse rva la posición

desgaste ). favorable de los minadores. En cuanto al peso enservicio, que es un parámetro que está relacionado

- Discontinuidades (Separación de micro y directamente con la inversión , sólo las palasmacrofracturas , orientación relativa). cargadoras presentan unos valores inferiores para las

mismas producciones , Fig. 14a , y en lo relativo a lapotencia instalada , y consecuentemente al consumo de

El límite práctico de trabajo de los minadores actuales energía , se encuentran en una situación intermedia,se encuentra en torno a los 100 MPa de resistencia a Fig. 14b.

206

Vebudad sísmico mh(x1030) 1 2 3 4 orpruncobte0 1 2 0 4 6 6 7 e e 10 11 t2 1> 1 4

Veloc sísmica pies /s(oI000) basto

Morrena glaciol 2?50 m/s

Granito 2.75(5 m/s

Basolto 2800 m/s

Roca Aneo 2.800 m/s

Esquisto arcilloso y."w 2;44 3600 m/s

arenisca 3450 m/s

ii Lloro consolidado `ér.' {"-". --'_ `s...•�. 34SOm/s

c Pedro arcillosa - •'a`` " " 3450 m/s

Conglomerado 3250 m/s

Brecha - 3 250 m/su

Coliche 3100 m/s

Cotiza 3 600 m/s

Esqu isto " 3000 m/s j$

¢

ó Pizarra 3.100 m/s

Carbón - 3250 m/s

5Mlnerol de hierro 3.450 m/s

ff��-� Escari- ^ EsOcrifiwble Arroncablefiwble `J margino - l� escorificoble +{ con minador

Figura 13 - Campos de apllcauon economlca de los minadores continuos horizontales (Wirtgen).

40.000 1. ROTOPILLAS HIDRAULICAS Dependiendo de la forma de trabajo de las máquinas,2. ROTOPALAS CONVENCIONALES3. EXCAVADORAS FRONTALES ® I�i es decir si el arranque lo realizan al mismo tiempo que4. ORAGAUNAS DE ZANCAS5 PALAS CARGADORAS se desplazan o en una posición estática, las fórmulas

0 6. MINADORES CONTINUOSZ3 para estimar las producciones teóricas son distintas.

,.ooo m

ó oO En cuanto al diseño de las explotaciones y lasZ secuencias de trabajo, éstas deben adecuarse a las

características operativas de los minadores continuos, sitoo se pretende en cada caso obtener y aprovechar todas

las ventajas de estos equipos.

Los inconvenientes más importantes que suelenpresentarse dentro de las explotaciones y en la práctica

10 100 ,ooo pmb operativa, que pueden llegar a condicionar la selecciónPRODUCCION HORARIA (t/h) de estos equipos, son los siguientes:

1. ROTOPALAS NIORAULICAs2. ROTOPALAS CONVENCIONALES e m - Explotación de los fondos de corta y áreas de

.Y.. 3. EXCAVADORAS FRONTALES4 P CAAS O ZANCAS reducidas dimensiones.

ÓS.. P

ALAS11LA3 CAitGA00RAS

6. MINADORES CONTINUOS Accesos continuos a bancos adyacentes.Q

- Integración en otros sistemas de trabajo y áreasa con materiales distintos a los que está destinado elW minador.ó p(L - Compatibilidad con sistemas continuos de transporte.

- Capacidad de producción de cada unidad.

Consumo de picas y tiempos muertos de recambio.,o m 1000 10000

PROOUCCION HORARIA (r/h) - Capacidad para trabajar en pendiente.

Figura 14.- Comparación de los moradores con otros equipos - Potencias máximas y mínimas de los niveles ade arranque , arrancar.

207

7. Tendencias y nuevos desarrollos

La diversidad en morfología y característicasgeoestructurales y geomecánicas que presentan los ... 'yacimientos hacen que aún hoy en día las unidades °desarrolladas no cubran todas las condiciones de trabajoposibles.

Cuando la forma de ataque elegida sea horizontal, sedispone de un abanico amplio de modelos en elmercado ; si el ataque debe ser frontal , las posibilidadesson menores , pues sólo existen prototipos en operaciónque presentan ciertas limitaciones operativas.

En el caso concreto de los yacimientos españoles decarbón , ninguna de las unidades desarrolladas permite Figura 1 5.- Duseno conceptuar de un minador para capashoy su aplicación total, pues cuando las capas son inclinadas.inclinadas es preciso que la maquinaria disponga de unbrazo con suficiente alcance para que la cabeza dearranque se adapte a la disposición y situación de losniveles a extraer . Esto podría ser posible con un brazo El objetivo básico de estos sensores es obtenerart iculado y accionado con cilindros hidráulicos , Fig. 15. una imagen del material rocoso que refleje las

calidades de sus componentes y permita ajustar laPor otro lado, la utilización de sensores para el control posición de la cabeza de corte. Este es un área

de leyes, que son instrumentos que miden las donde los fabricantes deben realizar un esfuerzo en

propiedades físicas y químicas de los materiales de una los próximos años, aunque en la actualidad algunos

forma continua y automática , pueden ampliar las de los minadores horizontales montan sensores de

posibilidades de utilización y la eficiencia de selectividad rayos infrarrojos para determinar la supe rficie de

de los minadores . Los puntos de instalación pueden ser contacto entre minerales de diferente calidad (por

variados : ejemplo , carbones de alto y bajo contenido encenizas).

- Sobre la cabeza de corte de la máquina.

- En el brazo de descarga para el análisis del Por último , dentro del desarrollo futuro de estosmaterial cortado . equipos , un aspecto importante es la evolución

paralela que sufren los sistemas de transpo rte- En un punto de la máquina para el control del continuo tendiendo hacia la utilización de cintas

material descubie rto en la pasada , o modulares , cintas móviles extensibles y cintas sobreorugas que permitirán alcanzar los máximos

- En un lugar del equipo para el análisis del material rendimientos y aumentar la versatilidad global de losaún no arrancado . sistemas.

*>nR

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209

CAPITULO VIII

Minadores -"Auger"

1. Introducción 2. Tipos de unidades. CaracterísticasLos equipos de perforación "auger", o con hélice, Los equipos de tipo convencional, así llamados por serconfiguran un sistema de recuperación de mineral, los primeros utilizados en la recuperación de carbón,fundamentalmente aplicado al carbón, y desarrollado en tienen los siguientes componentes esenciales:EE.UU. en la década de los años 40, Foto 1.

Cabeza de perforación o cortadora, Foto 2, quese introduce en la capa de carbón , consta de unacorona exterior y una boca piloto provistas de picas.

05-

al-mi

Foto 1.- Capa explotada por equipos "Auger". ( SALEM)

f J

Inicialmente, se aplicó para explotar carbón, reflejandolas estadísticas norteamericanas una producción en1.950 de 0,2 Mt, pasando a ser quince años más tardede 14 Mt, aunque con posterioridad no se ha mantenidola tendencia ascendente.

Foto 2.- Cabeza cortadora convencional (SALEM).

Los motivos que han propiciado el desarrollo de losequipos específicos helicoidales de recuperación de La disposición de las picas y la forma de la corona ycarbón han sido: boca central corresponden a diseños específicos que

tienen en cuenta los aspectos siguientes:- Aprovechamiento de unas reservas que no

Características mecánicas del material.habrían podido ser explotadas económicamentepor otros métodos mineros. • Granulometría apropiada del material arrancado.

• Direccionalidad correcta del taladro.- Los rendimientos, medidos en toneladas por jornal,

son atractivos, ya que varían desde un 50% supe Velocidad y profundidad adecuadas.riores a los obtenidos en explotaciones a cieloabierto, a un 300% mayores que los de minería Existen equipos "auger" con una o varias cabezassubterránea . co rtadoras , hasta un máximo de tres, que se avanzan

simultáneamente, y permiten una mejor recuperación con

- Como consecuencia de lo anterior, los trabajos de mayores rendimientos horarios.

preparación minera son más rápidos.- Barrenas helicoidales, Fig. 1, transmiten el par de

- Se mejora la seguridad al reducirse la altura de los rotación y empuje necesario para el avance de lataludes finales del estéril de techo. cabeza cortadora.

La longitud de las barrenas oscila entre 3,05 y 3,66m, con predominio de estas últimas , aunque recien-

En términos generales, los equipos "auger" permiten temente se han introducido barrenas con longitud deestablecer la explotación de yacimientos tabulares, más 6,10 m. El diámetro exterior tiene unas dimensioneso menos horizontales , señalando la frontera entre lo que menores (= 75 mm) que las de la cabeza de corte,ya no es económicamente explotable a cielo abierto, y con objeto de disminuir la fricción con las paredeslo que sería explotable por minería de interior, en el del taladro y permitir una adecuada evacuación delcaso de que fuera posible. material arrancado.

211

• Pistas de deslizamiento sobre las que se des-plaza el sistema de accionamiento principal y todo

PASO DE el conjunto de perforación.HELICE LA HELICEI l • Cabina del operador con protección frente a calda�� de objetos.

•=_- • Grúa gitaroria con polipasto hidráulico paracolocación o retirada de las barrenas helicoidales.

ESPIGA EJE ALOJAMIENTOCONECTORA DIAMETRO DE LA ESPIGA - Elementos auxiliares , en ocasiones opcionales, queEXTERIOR comprenden entre otros:

Figura 1.- Barrena helicoidal. • Cinta transportadora de cadenas, Foto 4, paratransferencia del carbón arrancado, bien sobreuna pila en el suelo, o directamente sobre ca-

- Sistema de accionamiento , compuesto general- mión.mente de dos motores, el principal, que a través deuna transmisión produce el movimiento de rotación Dispone de accionamiento hidráulico a partir deldel tren de barrenas helicoidales, y el auxiliar, que motor auxiliar del ••auger", puede girar 45° en elacciona el sistema hidráulico, y permite el avance plano horizontal, y está comandada desde lade la cabeza de rotación, el cambio de emplaza- cabina principal.miento del equipo, el manejo de la pluma y polipas- • Carro portabarrenas, donde se almacenan lasto para el cambio de barrenas, etc. barrenas helicoidales para su utilización o trans-

.- Chasis del equipo , Foto 3, que consiste en una

porte

estructura paralepipédica que incluye como elemen- • Sistema de aspersión de agua para el control deltos principales: polvo.

• Sistema de gatos hidráulicos de posicionado del +re.. •'á , ,equipo.

• Sistema de patines retráctiles e hidráulicos, que, ? • , �,en combinación con los gatos, permite el despla-zamiento de la máquina entre taladros colindantes.

Foto 4.- Cinta de evacuación del carbón y detalle de cabezadoble. (SALEM)

Las características de los equipos "auger" convenciona-les actualmente comercializados se recogen en la

Foto 3.- Equipo "auger". (SALEM) Tabla 1

TABLA 1Características de los equipos

Peso sin Dimen- Potencia motor (kW) Fuerza (t) Longitud Gama diámetros de barrena (m)Fabricante Modelo barrenas siones primario Auxiliar Empuje Tracción barrena 1 cabeza 2 cabezas 3 cabezas(t) (m) (m)

Richmond 700 16 10 x 4 240 - 9 4 3,05 0,46-0,91 - -Salem 1500 22 9,5 x 5,2 185 130 10 5 3,66 0,41-0,76 - -

1600 36 10,4 x 8 380 140 - - 3,66 0,76-1,22 - -MC-MUL- 50 9,5.5,5 380 150 15 7 3,66 0,76-1,22 0.46-0,76 0,41-0,56

212

Métodos mineros AFLORAMIENTOLIMITE ECONOMICO

aplicación de los equipos "auger", tanto losnvencionales, anteriormente descritos, como lospeños más recientes que se incluyen en el apartadonuevos desarrollos, necesitan unas determinadas TALADROS

racterísticas geológicas y morfológicas de yacimiento EN ABANICO PROFUNDIDAD DE PERFORACION

le son comunes a cualquiera de los equipos:istentes: TALADROS

RADIALES

Capas horizontales de potencia comprendida entre TALADROS OBLICUOS0,5 y 1,5 m. �-�---�- AL TALUD

Máxima regularidad geométrica de la capa sin -alteraciones de tipo tectónico o esterilizaciones.

SANCO oE TRABAJO

TALUD

Recubrimiento de estéril tal que no permite laexplotación económica por los métodos mineros

zoNA OPTIMAtradicionales. DE PERFORACION

LONG. LIMITADA PORPOSIBLE 1NTERSECCION

- Ausencia de intercalaciones de materiales abrasivos. `�gF

-os métodos mineros de explotación a cielo abierto de,arbón a los cuales se adapta este sistema son: PIE DEL TALUD

SEPARACION DE TALADROS

Minería de contorno, y Figura 2.- Esquemas de recuperación con "auger" en explota-Minería de trincheras

ciones de contorno.

En las figuras enunciadas se observan las diversasposibilidades de esquemas de trabajo con "auger",según sea la geometría de la capa residual una vezfinalizada la explotación primaria.

En los contornos irregulares, con áreas cóncavas y3.1. Minería de contorno convexas, la recuperación de carbón desciende apre-

ciablemente, ya que, en el primer caso, los taladrosLos métodos de minería a cielo abierto en los que la serán en abanico o divergentes, abandonando unosaplicación del sistema "auger" ha tenido más éxito son pilares intermedios crecientes con la profundidad y, enel de minería de contorno, Fig. 2, y el de banqueo el segundo, la separación de emboquille será grande ycuando se alcanza el límite económico de explotación, la profundidad limitada, para eliminar el riesgo deFig. 3. intersección con los colindantes.

r*AN00 OE•_

. .. 1

[aTt RIL ' ��►[RfORAG01VERTIOO -----"

AVOlR !!Te*11. AUGER

Q 0 i �Y+ '4 rYii: j

L.ZADOA SECCION A-A

ESTE RII �•`- Y^'�y" '!STl RIIVERTIDO��`

AYGER MIYOR �AVANEEacual

P13TA

PLAN TA

Figura 3.- Esquemas de recuperación con "auger' en frente de talud único.

213

Dado que ambos esquemas producen el abandono de 4. Práctica operativamacizos de carbón de cie rta impo rtancia , deben plani-ficarse los frentes tan rectos como sea posible, ya que La práctica del sistema "auger", generalmente, se aplicaesta geometría aporta la máxima recuperación de carbón . inmediatamente después de que los equipos de ex-

cavación convencional , palas de ruedas , retroex-En la minería de banqueo y transferencia , Fig. 3, una cavadoras, etc, han limpiado el frente de carbón. Convez los taludes en el límite de explotación, se puede ello se consigue utilizar las buenas condiciones de laaplicar el sistema "auger" , avanzando el equipo próximo infraestructura de accesos , pistas, drenajes , etc, asíal frente principal de explotación de carbón , de forma como los medios mecánicos de apoyo necesarios,que no se inte rfiere la transferencia de estéril y se camiones de carbón , tractores, motoniveladoras, ser-mejora la recuperación global de carbón . vicios de mantenimiento, etc.

ORAGALINAESTÉRIL DE /TECHO (40 m.) + PERFORADORA

1,0

CARBON (Os6 m)TALADROS

0oEQUIPO "AUGER"

3ST

Figura 4.- Esquema de explotación con "auger" en el método de trincheras.

3.2. Minería de trincheras Normalmente , son necesarios dos operadores, uno seocupa del control de avance y rotación del tren de

La minería de trinchera, Fig. 4, es un método actual- barrenas helicoidales y cabeza cortadora , mientras elmente conceptual, por cuanto la tecnología de recupera - segundo se ocupa de las maniobras de colocación oción con "auger" todavía no dispone de equipos que retirada de las barrenas , y del funcionamiento y posicio-puedan realizar taladros superiores a los 100 m en nado de la cinta evacuadora del carbón.condiciones adecuadas.

El equipo "auger" se aplica en tajos en los que comolabor preliminar, deben realizarse unos taladros piloto

Las características del método precisan una topografía para conocer la disposición de la capa, y comprobar susuave y relativamente plana , así como una disposición homogeneidad y regularidad . Al mismo tiempo, sehorizontal de las capas de carbón. La operación se prueban diversas cabezas co rtadoras para utilizar la másdesarrolla trazando una serie sucesiva de adecuada. El diámetro de la cabeza debe estar detri ncheras paralelas, a intervalos regulares , desde las acuerdo con la potencia de la capa a recuperar, y tenercuales se recupera el carbón del macizo no desmon- en cuenta las desviaciones que se producen comofado . consecuencia del peso del tren de barrenas . Dado que

la cabeza debe mantenerse siempre dentro de la.capade carbón , suele elegirse . un diámetro de forma que

De acuerdo con el ejemplo de la figura , sólo el queden 150 mm de carbón por cada lado, a techo y10% del terreno precisa excavación y posterior muro de la capa de carbón.transferencia y restauración , lo que puede permitirreducir los costes de explotación , o aumentar el Aunque la mayoría de los equipos existentes disponenratio de desmonte , y así recuperar capas más de una sola cabeza de perforación , existen modelos deprofundas . dos y tres cabezas , que avanzan al mismo tiempo, son

aplicables a capas estrechas (< 0,5 m), y mejoran la 5. Criterios de selecciónrecuperación al no dejar macizo entre cada cabeza. Elgiro de las cabezas colindantes se produce en sentido Los equipos "auger" deben considerarse como auxiliarescontrario para evitar la posibilidad de que las cabezas o complementarios dentro de lo que es una explotaciónse precipiten una sobre la otra . La velocidad de rotación a cielo abierto de carbón convencional , y con deter-de las cabezas es variable , generalmente comprendida minadas características del yacimiento que son indispen-entre 40 y 60 rpm, con los valores decrecientes con- sables:forme aumenta el diámetro de la cabeza.

La Fig. 5 refleja las producciones (toneladas/relevo) del - Horizontalidad , homogeneidad y regularidad de las

equipo "auger" con diferente número de cabezas y/o capas de carbón.

diámetros de la misma.

É2100 (iw)r=300mm

51900-

-JF

1700 .�P A CAR80N ABANDONADO CON x - x. A= -- = 2.33-

_i 1500Gp0 CARBON ABANDONADO CON .-0 48

A CARBON ABANDONADO CON>; a A-6r r-3

1300 Pcjr2-

CARBÓN ABANDONA00 CON = 75 4e . 6, .43r - 3

á1100 2

CP��L

p51.1

900 coi r,

3� 3700-

2/.r=

23000

40 70 100 130 160 190 220 r /� (r=300 mm)1 1PRODUCCION (t/r)

Figura 5.- Producciones según diámetro de la cabeza . 0 0 }1 1

1 1 11,24.1. Geometría de la perforación

La práctica de perforación más habitual , con una sola Figura 6.- Incremento del carbón abandonado en función delcabeza , exige la existencia de un macizo entre taladros , espesor "x " del macizo.

para prevenir el hundimiento y bloqueo del equipo, asícomo reducir el peligro de intersección de los colindantes . - Situación límite en el desmonte de estéril, y por

tanto continuidad de la explotación , no rentable porLas dimensiones del macizo dependen de los siguientes métodos convencionales.factores:

- Espesor del recubrimiento . Además de las condiciones anteriores , existen otras que- Diámetro del taladro . condicionan el equipo , y son:

- Características de la capa de carbón . - Potencia de la capa de carbón.- Habilidad del maquinista . - Características geomecánicas del carbón.

- Producción necesaria.Habitualmente , se deja un macizo , " x" en la Fig. 6, dedimensiones comprendidas entre 75 y 300 mm . Las Fig. - Costes de inversión y operación.6 y 7 reflejan , respectivamente , la cantidad de carbónabandonado según se deje o no macizo , o la recupera- La primera afecta a la selección del diámetro de lación cuando se reduce el espesor del macizo. , cabeza . En capas con potencias de 0,8 a 1,0 m, con

espacio adecuado de maniobras frente a la capa, muroIndependientemente de las consideraciones sobre las de bajas características mecánicas, y necesidades dedimensiones del macizo entre taladros, también afecta producción elevadas , permitiría seleccionar equiposa la recuperación global el espesor dejado a techo y grandes con motores de mayor potencia, lo que ademásmuro . supone la posibilidad de perforar taladros de mayor

215

. .. tes,:.IMI

A%RECUPERAC .' = 2(2r + xlí

MEJORA POSIBLE - 1 _

0 CON RELACIONA x = 0: A2r ` C

Lx-3

0 CON RELACION A X = 3: A• -9,

^= 2r + 3100 ^

r=300 +

75 Foto 5.- Cabeza co rtadora . ( SALEM)150 x300

A.150

dso 6.. Tendencia y nuevos desarrollosLas experiencias en cuanto a nuevos desarrollos se hanorientado hacia el diseño de cabezas que permitan una

25 I mayor recuperación de carbón.

Las líneas de investigación seguidas se han dirigidohacia los diseños siguientes:

A) Cabezas capaces de realizar taladros cuadrados, lo112 1 - 112 que supone un incremento en la recuperación del

,,r 27% sobre los circulares.

Figura 7.- Mejora de las posibilidades de recuperas on en función Dentro de este concepto de taladro cuadrado existendel macizo X. dos modalidades de prototipos . Es común en ambos

casos la cabeza circular clásica . En el primerdiseño, Fig. 8, detrás de la cabeza cortadora prin-

longitud , característica que, en ocasiones , es más impor- cipal, existe una secundaria que gira en sentidotante que el diámetro del taladro. contrario en un montaje excéntrico . Los ensayos

realizados indican que es necesa ri o reducir la

Potencias de capa menores necesitan lógicamente velocidad de avance en un 60% para evitar el

equipos más pequeños , aunque en este caso podría ser bloqueo de la cabeza.necesaria una alta producción , lo que haría precisoseleccionar una máquina potente con varias cabezas "..cortadoras , que realizaría taladros ovales, permitiendosimultanear una elevada producción y una mayorrecuperación por eliminación de los macizos entretaladros.

Las características geomecánicas del carbón afectan demodo importante al diseño de la cabeza de corte. Unaelección adecuada permitirá una apropiada velocidad deavance , una correcta alineación del taladro, una mayorlongitud de taladro , así como la granulometría deseada �•�>según el tipo de boca piloto.

Figura 8.- Taladro Cuadrado realizado con cabeza secundari aexcéntrica.

La cabeza consta de un cilindro exterior , Foto 5, encuya periferia existen unas picas recambiables cuyafunción es la de corte de un cilindro de carbón, que a El segundo sistema, dentro de los equipos desu vez es fragmentado por la boca piloto y rompedora , taladro cuadrado , consiste en el montaje , posteriorsituada en el centro de la cabeza . a la cabeza principal, de cuatro cabezas cónicas de

919

corte, Fig. 9, que giran alrededor de ejes normales consisten en una cabeza convencional , seguida deal del taladro . Cada cabeza monta 3 ó 4 picas que una barrena helicoidal con una sección expan-arrancan el carbón hasta producir un pe rf il casi sionable , picas en la periferia del álabe, y loscuadrado . mecanismos internos necesarios para producir la

extensión de la citada sección en la operación deEJE DEL retroceso del tren de pe rforación.TALADRO

1)) 1 En la maniobra de avance , el equipo se comporta

CONTORNOCONTORNO PILOTO /CUADRADO como uno convencional, actuando la barrena espe-

I cial como una más en sus funciones de transporteI del carbón arrancado . Una vez alcanzada la longitud

de taladro prevista, se inicia la operación de retroce-so, produciéndose de forma automática , por el solohecho de inve rtir la rotación y retroceso del tren de

r ii--- varillaje, la expansión de la sección escariadora,dando lugar al aumento del diámetro del taladro y,co,consecuentemente , a la cantidad de carbón recupe-rado. Con este dispositivo se reduce el espesor delos macizos adyacentes del taladro , aunque ya enlas proximidades de la boca, se retrae y se man-tiene una cie rta longitud con el diámetro original alobjeto de proteger la estabilidad del talud que estásobre el equipo.

PICAS ( 3) POR CONO

Figura 9.- Sistema de taladro cuadrado mediante cabezas auxi-liares cónicas . El mecanismo expansor es regulable , de forma

que el sistema es aplicable a capas de potencia

En los ensayos realizados , también a velocidad variable.

inferior al sistema convencional , se observó un Dentro de este último concepto, Coaltex ha diseñadodesplazamiento circular de la sección cuadrada , lo otro equipo , Fig. 11 , donde el escariado de retroce-que afecta al macizo entre taladros colindantes . so se produce al desplegarse dos cabezas provistas

de cadenas de rozado . El taladro es rectangular aB) Otra línea de investigación se ha orientado hacia el partir de la posición de las cabezas auxiliares,

diseño de cabezas escariadoras, Fig. 10 , que actuando la principal de piloto.

ACUMULADORCILINDRO ACUMULADOR DE AIRE / ACEITEDE EXTENSION DE AIRE/ ACEITE

VALVULADE LLENADO

BOTELLA Dé,11

1 <}� NITROGENOAVANCE CON ESCARIADORES RETRAIDOS VALVULA DE

CABEZACONTROL

CONVENCIONAL

� I erT, I

\1

RETROCESO CON ESCARIADORES EXTENDIDOS

Figura 10.- Esquema de cabeza escariadora.

217

✓ i IIi bo u ^, >k 1v

Figura 11.- Sistema Coaltex de escariado . t- �� •

C) Finalmente , el denominado minador de capas estre-chas, Fig. 12, dispone en cabeza de un tambor derozado de carbón , montado sobre brazos quepueden girar en el plano vertical para adaptarse a L • = `la potencia de la capa de explotación , Fig. 13. ' 4 'db;

Este diseño dispone de dos series de barrenas heli-coidales, montadas paralelas y en el interior de unmódulo rectangular . Su función es exclusivamentede transpo rte del carbón arrancado.

El accionamiento del equipo es hidráulico , y eléctrico Foto 6.- Huecos de sección rectangular efectuados por unen las versiones más potentes . minador.

MODULOS DE POTENCIA CABINADE CONTROL

CINTA DECARGA DE CARBON

TAMBOR DE CABLES YTUBERIAS DE CONTROL

�� \ 71II¡ DELPROTECCION

o

SISTEMA DE I IAVANCE

TRANSPORTADORESHELICOIDALES

MECANISMO DETRANSFERENCIADE MODULOS

MODULO DE CON-TROL Y ACCIONAMIENTO

CONJUNTO DE\ LA CABEZADESPLAZAMIEN- CABEZA DETO Y NIVELACION CORTE

Figura 12.- Minador de capas estrechas.

218

to a fragmentación y presencia de grisú, instalación decámaras de TV, etc.

�/Figura 13.- Cabeza de arranque del minador de capas .- ¡. ,'

estrechas .

Finalmente, cabe señalar el interés que puede tener..'- f' F' =para los yacimientos españoles con capas in ±` -clinadas, el desarrollo de un auger inclinado, que enesencia sería una adaptación de las grandes -^�. -perforadoras rotativas. En la Fig. 14 se muestra undiseño conceptual de tales equipos.

idependientemente de cualquiera de los sistemasescritos, existe un camino de investigación común,amo es el de establecer la instrumentación que permital control y guiado de la cabeza en su avance, laelección del tipo de material sometido en cada momen- Figura 14.- Auger inclinado.

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219

IIPITULO IX

agas

introducción - Resistencia del mineral : en depósitos de tipo placerlos granos de mineral deben ser más pesados que

dragas son equipos destinados a la excavación de el estéril, que se presentará en forma de suelo pocoeriales sueltos o poco consolidados que se en- consolidado o como una matriz de gravas y arenasentran bajo una lámina de agua. sin casi cohesión.

> técnicas de dragado son muy antiguas, pues se - Resistencia de los estériles: materiales sueltos.i descubierto vestigios de trabajos muy primitivos - Forma del depósito: aluvionar, tabular, banco otlizados por el hombre hace cientos de años. Hastaze un siglo y medio aún se utilizaban, para la ex- playa.ración en aguas estancadas y la profundización de�sos fluviales, las cucharas de arrastre. Pero desde la - Inclinación del yacimiento: preferiblemente horizontal,volución Industrial, con la utilización de la máquina de con una pendiente máxima del 2 al 6%.por y el empleo de equipos construidos en acero, enlar de madera, se produjo un gran avance en este - Tamaño del depósito: con una potencia de íntermpo. media a grande, de 8 a 60 m.

- Ley del mineral: puede ser muy baja.

Profundidad: muy superficial y pequeño recubri-miento.


Los diferentes tipos de dragas que actualmente seutilizan, tanto en minería como en obra civil, se puedenclasificar en dos grandes grupos:

A. MecánicasFigura 1.- Antigua operación de dragado. 1. De cuchara.

:n 1565, en Holanda, se construyó una draga que 2. De cangilones.)uede considerarse como la primera máquina minera 3. De rodete-succionadora.ie funcionamiento continuo que se inventó.

B. Hidráulicas-as dragas trabajan realizando una excavación sub 1. Cortadora-succionadora.acuática del material. El recubrimiento de agua puedeser natural o provocado por el hombre con el fin de 2. De succión en marcha.facilitar y hacer posible la utilización de tales máquinas.

La draga de cangilones es la máquina clásica deCon los avances logrados en los últimos años en la excavación continua de materiales sueltos o pococonstrucción de estos equipos es posible explotar consolidados con algunos bolos; por esto se utilizanyacimientos aluvionares, realizar los desmontes previos mucho en la explotación de placeres con minerales dede depósitos donde los materiales superficiales están alto valor. Un equipo más versátil es la draga de rodetepoco consolidados y existe agua en las proximidades, succionadora, que arranca los materiales mediante eletc. Otra aplicación que empieza a tener un futuro giro de un rodete de cangilones , descargándolos en laesperanzador es la de la minería marina , donde no sólo tubería de succión para su transporte . Las dragas dese extraerán recursos de gran valor, sino incluso otros cuchara tienen el inconveniente de realizar la operacióncomo las arenas y gravas de bajo precio pero gran de arranque de forma discontinua, pero, por el contrario,consumo. Actualmente, Inglaterra y Japón son los paises son capaces de efectuar la extracción de materiales más jcon una mayor capacidad de extracción, con el 85% de compactos y con bloques de mayor tamaño. Hoy en día jlos áridos marinos que se producen en el mundo. En su uso está bastante limitado a los depósitos de arenas1986 Japón extrajo 75 Mt de esos materiales, cubriendo y gravas.el 50% de la demanda total para la fabricación dehormigón. Las dragas hidráulicas han tenido un uso limitado en la

minería de placeres , debido a las bajas recuperacionesEn el campo del dragado tradicional para la explota- de metales pesados y a las restricciones impuestas porción de yacimientos minerales, las condiciones que la presencia de bolos. No obstante, en otros sectoresdeben cumplirse para la aplicación de estos sistemas ofrecen numerosas ventajas al ser equipos de arranqueson: continuo , tal es el caso de las arenas y gravas.

221

Cualquiera de las dragas anteriores, si se dedica a la rompe- rocas para extraer los fragmentos de rocaextracción de minerales que requieren un procesamiento , desprendidos.puede disponer de la planta de tratamiento sobre ellamisma, sobre una plataforma flotante independiente que El principio de trabajo es igual al de una excavadorase sitúa en las proximidades , o incluso en terreno firme. normal , donde la cuchara describe en un plano ve rtical

un arco que, con la ayuda de los dientes en cuyosAlgunas características básicas del empleo de las extremos se concentran las fuerzas de excavación condragas en minería son las siguientes : altas cargas puntuales , permite arrancar una rebanada

de material hasta llenarlo, Fig. 2.

Ventajas La cuchara , una vez cargada , se eleva mediante loscables de accionamiento de la pluma y del brazo y, con

- Equipos de alta productividad. el giro de unos 90° de la superestructura, se depositael material en una embarcación próxima , barcaza o

- Costes de operación bajos . gánguil.- Requieren poca mano de obra.

- Buena recuperación , pero acompañada de altadilución.

- Operación normalmente continua en la mayoría de eaazo CABLE DEL CAZOlos equipos. p

Inconvenientes

- Fuertes impactos ambientales . COMPUERTA CAZO !.'

- Necesidad de agua , de 3.000 a 4 .000 I/m' de mate j� DIENTESrial explotado.

- Campo restringido a materiales poco consolidadoso fácilmente disgregables bajo el ataque hidráulicoo combinado.

Figura 2.- Detalle de la cuchara.- Alta inversión de capital con equipos grandes.

- Poca flexibilidad y selectividad . Un esquema típico de una draga de cuchara es elde la Fig . 3. Debido a que tienen que aplicarse alterreno grandes fuerzas de excavación horizontales,es necesario que la pontona esté posicionada y fijadaal terreno mediante puntales , para que las fuerzas dereacción no tengan que ser absorbidas por los cables

3. Características generales y de de anclaje.diseño

CABLE DE LA PLUMAA continuación se describen los componentes principalesde los diferentes tipos de dragas , así como las carac-terísticas básicas de las unidades que se encuentran en PLUMA

operación . CABLES DELBRAZO DE LAEXCAVADORA

CABLE DEL CAZO

3.1. Draga de cuchara BRAZO

El principio de la draga de cuchara es muy antiguo y seremonta a los modelos desarrollados en América en el Figura 3.- Draga de cuchara.siglo pasado.

Esta draga está constituida por una excavadora de gran Las dragas de cuchara varían considerablemente encapacidad , accionada mecánicamente por medio de tamaño , potencia y capacidad . La capacidad de lacables , de forma semejante a sus equipos homónimos cuchara suele oscilar entre 1 y 9 m3 y la profundidadque se utilizan en la minería tradicional a cielo abie rto . máxima de dragado entre 6 y 12 m bajo el nivel delEstos equipos son especialmente idóneos para trabajar agua. Sin embargo , dragas con cucharas de unos 12con materiales duros y para extraer grandes bloques, de m de capacidad pueden alcanzar profundidadesahí que frecuentemente se combinen con unidades superiores.

222

a Fig. 4 muestra la relación entre la potencia instaladala capacidad de la cuchara en este tipo de dragas.

wMaBRAZO-, - I

11 1100 CILINDROSO HIDRAULICOS

\ ,á 10 1000/

\yr lj0 9 F. MAXIM4I

1DE 7°/ 900

ó900 G CABINAó T 700 á

CAZO6 600 _¿ w5 POTENCIA 500

° INSTALADA4 400

WBARCAZA

Z 3 300

2 200 --- ---- PONTONAL--------------ó

0. 100

0 1 2 3 4 5 6 1� �� tttCAPACIDAD DEL CAZO (m3) gol

Figura 4 .- Potencia instalada y capacidades de las dragas decuchara.

3.2. Draga de cuchara retro

Estos equipos están constituidos , básicamente , por unaretroexcavadora convencional montada sobre una pon-

Al contrario que la draga de cuchara, el movimien-tona.to del cazo es en dirección hacia la propia máquina,existiendo dos formas de trabajo , tal como se represen - Figura 6.- Draga de cuchara retro.tan en la Fig. 5.

La Fig . 7 refleja las características generales de estosequipos , siendo preciso indicar que las profundidades

CILINDRO máximas se refieren al nivel de orugas de las retros yHIDRAULIC1110

BRAZO

�'/,/, DE CORTE

/ lo) (bi

Figura 5.- Formas de trabajo de una draga retroexcavadora. ó

Estas unidades tienen una gran potencia de arranque ypresentan una gran versatilidad . El diseño antiguo �

horizontales

. /,

de las fuerzas de excavación . Sin

PROFUN

embargo,

DIDAD /

consistía en una retro integrada en la propia pontona y `/con puntales para transmitir al terreno las reacciones w j

áloco-000

las dragas actuales consisten , por lo general , en una /retroexcavadora estándar colocada sobre una pontonaflotante , Fig. 6.

La forma de trabajo es similar a la que se realiza encualquier operación a cielo abierto , con la única diferen-cia de efectuar el arranque y elevación de la carga bajo I 3 4 5 6 7 IR a en II 1el agua y , una vez en la supe rficie, girar la superestruc- CAPACIDAD DEL CAZO (0)tura y depositar dicha carga sobre una embarcación F ig ura 7.- Profundidades máximas y potencias de las dragas depróxima. cuchara retro.

223

no al nivel del agua. Dado que estas máquinas pueden durante la excavación, Fig. 9, o poseer un puntal en lamontar plumas y brazos de diferentes dimensiones, la parte posterior que se apoya sobre el propio materialfigura citada es puramente orientativa. extraido, procesado y vertido por el equipo, Fig. 10.

3.3. Dragas de cangilonesTAMBOR SUPERIOR

EJE

DE

LA ESCALAC1`

Es el equipo más conocido y más antiguo, denominado CANALETA

también draga de rosario.y'

CABLE DETRACCIONFRONTAL

Generalmente, el casco está formado por un pontónrectangular y en los modelos desmontables por un CABLES

LATERALESpontón principal y varios laterales. Algunas dragas de --- ESCALA

este tipo disponen de propulsión propia. En la partecentral del pontón principal se encuentra la escala, que

CADENA- TAMBOR

se hace descender con el rosario de cangilones hasta INFERIOR

una profundidad máxima de unos 50 m en los modelosmayores. El rosario de cangilones consiste en un

Figura 9.- Draga de rosario de cangilones.conjunto de cazos fijados a una cadena que es guiadaa lo largo de la escala. La cadena es accionada por eltambor de cabeza que se encuentra en la superficie enel extremo de la escala. El otro tambor, que es el deretorno, se encuentra en el extremo opuesto sumergido.El accionamiento de la escala se efectúa mediantecabrestantes y cables de elevación.

La parte inferior del rosario de cangilones, Fig. 8, es laque realiza la función de excavación al encontrarsediversos cangilones en contacto con el terreno.

Figura 10.- Draga de cangilones con planta de procesamientoa bordo.

CABLES DEELEVACION La operación de dragado con estos equipos es unDE LA ESCALA proceso continuo que sólo se interrumpe cuando se

ESCALA precisa accionar el cable frontal de tracción o el puntalpara que la draga avance.

CADENA TAMBORINFERIOR O % PROFUNDIDAD Las dragas de rosario varían en tamaño, capacidad de

DE CORTE los cangilones y potencia, dependiendo del tipo detrabajo para el que se diseñan . Normalmente, la capaci-dad de los cangilones varía entre los 100 y los 1.000 1,con un tamaño más empleado de 400 I.

Figura 8.- Extremo inferior del rosario de cangilones.En la Fig . 11 se indica la potencia instalada de este tipode dragas y la profundidad de trabajo para equipos con

Los cangilones efectúan el corte al ser arrastrados por distinta capacidad de los cangilones. Los valoresla cadena y estar el borde de los mismos en contacto representados corresponden a unas característicascon el fondo. Cuando los materiales son compactos, en medias de las unidades en operación en trabajos delos cangilones se colocan unos dientes especiales para dragado de materiales blandos o sueltos.favorecer el arranque.

Los recipientes cargados se elevan a lo largo de laExisten amplias variaciones en los diseños de estas

9o máquinas, ya que se construyen para adaptarse aescala, vertiendo su contenido a la altura del tambor diferentes condiciones de trabajo y, en ocasiones, sesuperior sobre una tolva de recogida que lo guía a un modifican en las propias explotaciones. Con el fin delado de la draga, si se dispone de una barcaza de dragar materiales blandos y al mismo tiempo podertransporte, o a un punto posterior de ésta si la propia arrancar rocas previamente fragmentadas, los rosariosdraga dispone de una planta de procesamiento. Las de cangilones pueden construirse con cazos alternos, odragas pueden estar dotadas de unos cables de tracción precortadores, de menor capacidad y dotados conanclados en uno de sus extremos, capaces de transmitir dientes en el borde de ataque. La longitud de la escala,al terreno las fuerzas de reacción que se producen y por consiguiente la cadena de cangilones, puede ser

224

---- ------------

b Los diseños de las cabezas de corte son muy variados,8 Fig. 12, pero básicamente existen dos grupos: en forma

de canasta con las hojas de corte en espiral, o envP� " forma de araña con las hojas rectas.

tu cz

ppp�}� QPGPC� s áZ Sta 0F ü á

° 0� riry p� iz c

a Q� d0�� óZ 5 0P� '0 p

FJaa s ou QPO ° Z

POTENCIADE LA CADENA

w DE CANGILONES c á

ZW

2

Ó Se � z

1

0 2 3 ♦ S ° 7 ° 9CAPACIDAD DE CANGILONES ( litros x 100)

Figura 11.- Potencia y profundidades de trabajo de dragas decangilones.

extendida descendiendo el punto de giro de la escala aun nivel inferior, colocando en el espacio dejado entreel tambor de accionamiento y la escala otra escalaauxiliar. Las profundidades máximas de dragado pueden

Tilser aumentadas significativamente por este método. Deesta forma pueden alcanzarse niveles de hasta 50 mpor debajo de la superficie.

Figura 12.- Tipos de cabezas y dientes de corte (IHC).Las velocidades de la cadena son variables. Las dragasmodernas se diseñan para materiales blandos, con unasvelocidades de 16 a 25 cangilones por minuto, aunquese han llegado a usar cadencias de hasta 30 cangilones El espaciamiento entre hojas varía de acuerdo al tipo depor minuto. material que se pretende dragar. El ángulo de las hojas

de corte tiene una considerable influencia sobre elCon materiales duros las velocidades son considerable- rendimiento de la operación. Las velocidades de giromente menores, entre el 25 y el 50% de las velocidades varían, normalmente, entre las 10 y las 30 rpm, dis-anteriores. poniendo el motor de rotación directamente detrás de la

cabeza en una unidad de accionamiento sumergida yfijada lateralmente a la escala.

3.4. Draga cortadora-succionadora Además de la cabeza de corte, la tubería de succióntambién se encuentra montada sobre la escala, pudien-do

característica más sobresaliente de los e ui sdo articularse ésta verticalmente por medio de un

q Po caballete o pescante, Fig. 13.hidráulicos es que el desplazamiento del materialdragado tiene lugar, en mezcla con agua, por medio deuna bomba centrífuga. La draga cortadora procede de La bomba o bombas de dragado se encuentran a bordo,la evolución de la draga de arranque estacionaria, la y para trabajar a profundidades superiores a los 10 mcual no puede operar en terrenos duros ni dragar en o para una concentración superior de sólidos se sueleperfil. Para solucionar estos inconvenientes se desarrolló emplear una bomba auxiliar sumergida en la tubería dea finales del siglo XIX la draga cortadora, que permite succión. -trazar un perfil preciso y trabajar en terrenos de grandureza gracias a la cabeza de corte, que con sumovimiento rotativo fragmenta y remueve el material lo En cada posición de dragado, el equipo gira sobrenecesario para su aspiración. Con materiales de gran un puntal auxiliándose de los cables laterales, alresistencia la cabeza de corte va dotada de dientes tiempo que la cabeza va cortando el material en elintercambiables. fondo.

225

6 24rl

23

22' TUBERIA 0Ei�_ DESCARAS / 21

M 5-20

19

BOMBA DETUBERIn

i6

DRAGADOwCCION 17 o

1 CABLES DE 0� ELEVACION 4 i6

PVP

MOTOR DEO

ISESCALA ACCIONAMIENTO

214

CABEZA

CABLES LnTfRALes / CORTADORA(L

13 O }\�LP

3 12 Q �P OQ II a O 0� I

Figura 13.- Draga cortadora-succionadora.0 D LL o`°P mol0 9 O QJ�

Dependiendo de la dureza del material se combina el aJe

giro de la escala con la rotación de la cabeza de cortede una u otra forma, tal como puede verse en la Fig. f ó14, con el fin de conseguir la acción de corte másefectiva. Además de esas direcciones, otras variables a

5POTENCIA DE

considerar son la velocidad de accionamiento, el tamaño I CORTEdel equipo y la profundidad de dragado.

2

DIRECCION DIRECCIONDE ROTACION DE ROTACION a loo 200 300 400 500 600 700 800 900O Q DIAMETRO TUBERIA DE DESCARGA (mm.)

O

11 Figura 15.- Profundidad de dragado y potencia instalada de lasdragas cortadoras-succionadoras.

�vir íj

3.5. Dragas succionadoras de rodeteb) El clásico rodete utilizado en las rotopalas de super-

Figura 14.- Acción de co rte en materiales duros o blandos tal, y ficie se emplea también bajo el agua. La con-sólo en materiales blandos (b) (Koning. J. 1968). figuración actual de estos equipos se consiguió a

finales de los años 70, cuando se construyeron los

Normalmente, las dragas cortadoras-succionadoras se primeros prototipos. En 1981 se ensayó una unidad

conectan a una tubería flotante por la que se realiza el de 550 kW de potencia para dragar arena finamente

transporte del material, por lo que la longitud de ésta y compactada y algo de arcilla y turba; posteriormente

su disposición deben estudiarse para permitir los sucesi- se empleó con materiales de granulometría compren-

vos desplazamientos del equipo. dida entre 250 y 300 µm.

En cuanto a la construcción de estas dragas, existen El tipo de rodete de dragado de la empresa holan-equipos autopropulsados, pero la mayoría están for- desa IHC consiste en dos anillos, unidos entre sí amados por simples pontones rectangulares. En las través de varios bordes de corte con el perfil en "U";dragas desmontables se emplean varios pontones es decir, los cangilones están desprovistos de sulaterales más pequeños, agrupados alrededor del fondo y chapa trasera. Uno de estos anillos va unidopontón principal. El tamaño de este tipo de dragas se a través de una brida al eje de la caja de engrana-expresa por su potencia total instalada y por el jes, Fig. 16.diámetro de la tubería de succión. La tubería desucción normalmente tiene un diámetro igual ó 50 mm Entre esos cangilones se forma una especie de túnel, lomayor que la de descarga. El rango de diámetros que permite el acceso de la boca de succión. De estemás frecuente se encuentra entre los 300 y 600 mm. modo, el material. que desprenden los bordes de corteEn la Fig. 15 se representa las caracteristicas medias queda sometido directamente a la acción de dicha boca.de estos equipos, en cuanto a potencia de la cabeza que constituye el límite interior del túnel. Así, el volumende corte e instalación de bombeo, en función del de material derramado es reducido, mientras que endiámetro de la tubería de descarga y profundidad terrenos cohesivos la superficie de adherencia esmáxima de dragado. mínima.

99R 1

mayores exigencias constructivas en el diseño de todoel conjunto.

Con estas unidades se consiguen rendimientos muypS:_ . "" A satisfactorios en terrenos cohesivos e incluso en arcillas

silíceas . Son máquinas idóneas para el dragado deterrenos aluviales con escasa presencia de bolos.

Otro fabricante americano, Ellicot Machine Corp., utilizados rodetes en paralelo montados sobre un mismo eje

QO 0 Q horizontal, encontrándose el túnel receptor y la boca desucción en la pa rte central , en el extremo , de la escala

a 1 - nampensión con accio-namiento hidráulico m- de la draga . El número de cangilones por rodete es de

& tegraoo ocho , tal como puede verse en la Fig. 17.2-Tubería de succión3 - Borde de cort e

C 4 - CuchWas antidesgaste5- Boca de succión6-Tabique superior de la

boca de succión

Figura 16.- Detalle del rodete (IHC).

La forma y el número de los bordes de corte se eligende tal manera que, durante el dragado , el ángulo deataque es positivo y el paso entre dos bordes con-secutivos menor que el paso más estrecho en el bordede corte mismo, en la boca de succión y en la parterestante del sistema de transpo rte hidráulico . De estemodo se impide que se produzcan atascos en elsistema, incluida la bomba de dragado , a consecuenciade fragmentos gruesos . Los bordes de corte tienen suslados ligeramente cónicos.

Estos equipos de trabajo tienen un peso mayor que las Figura 17 . Rodete doble de cangilones dotados de dientescabezas de co rte convencionales , ya que se precisan ( Ellicot Machine Corp.).

,r GxcY

#�y` "'.

Foto 1.- Detalle de un roce'e doble en funcionamiento . (Cortesía de Ellicot Machine Corp.).

227

3.6. Dragas de succión en marcha Un paso muy impo rtante se dió cuando se construyeronunos sistemas adecuados para atraer el material a

Estas unidades se desarrollaron a comienzo de los años dragar hacia el tubo de succión , Fig. 19.60, como consecuencia de la necesidad de rutas denavegación más anchas y profundas . Este tipo de En la actualidad , la cabeza de arrastre encargada dedragas son básicamente embarcaciones que navegan extraer el material y conducirlo hasta la boca de succiónpor autopropulsión sin cables de anclaje y utilizan un se construye en diferentes modelos, algunos de elloscompensador de oleaje , lo que las permite trabajar incluso están en condiciones de trabajar con materialescontinuamente e incluso en condiciones bastante que , hasta hace poco , eran exclusivos de las dragasadversas . La necesidad de operar en mar abie rto sentó cortadoras -succionadoras.ya las bases en el siglo XIX para esta clase de dragas.De hecho , estas dragas eran estacionarias , pero dota- La descarga del material dragado se efectúa normal-das de bodega de carga propia . mente a tierra mediante tubería.

Las capacidades de transpo rte de estas dragas varíanPOLEA DE entre los 300 y 11.000 m3, si bien no es muy frecuenteCOMPENSACION CABRESTANTE que superen los 7.000 m3, estando el rango más común

TUBERIA DE DESCARGAentre los 500 y los 3.500 m3.

O b') �- BODEGA

Aunque hay muchas variables en el diseño de unao draga de succión en marcha , las características medias

ELE

de .potencia y profundidad se representan en la Fig. 20.t JUNTAS CIERRES DECABLES DE ELEVA~ 1 ARTICULADAS LA BODEGA

, TUBERIA DE SUCCIONCABEZA DE DRAGADO % JUNTA DE SUCCION 7000 70

Figura 18.- Draga de succión en marcha6000 60

á Ex5000 50

POTENCIA DE mBOMBEO 4- g Co o

m 4000 40G 4

QV tXZ 3000 30 aw PROFUNDIDAD oá MAXIMA DE

wIL�AVISERA

í'¡o

DRAGADOCHORROS AGUA

CHORROS 2000 20 jDE AGUA

lb) 66lo) 2:

I 10

0 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 ItCAPACIDAD DE LA BODEGA (ms a 1000)

Figura 20.- Características de las dragas de succión en marcna

También existen en el mercado algunas unidades quedisponen de dos tuberías de succión que permitenobtener mayores producciones, pero con profundidadesde trabajo menores.VISERA

MOVILEn terrenos blandos la cabeza se clava en el fondo y

CORTADOR avanza lentamente , extrayéndose una gran cantidad deGIR/1TORq Coc" ,LLA

material . En terrenos duros la penetración es máspequeña, por lo que se requiere una mayor velocidad

cal m/ de arrastre para obtener la misma producción. LosFigura 19.- Cabezas de arrastre . a) Cabeza con chorros de agua suelos consolidados pueden disgregarse con la ayuda

y efecto ventur i . b) Cabeza IHC con chorros de agua. de chorros de agua, mejor que con el auxilio de dientesc) Cabeza co rtadora activa . d) Cabeza con cuchilla de o cuchillas, ya que éstos son más adecuados enco rte, materiales más gruesos.

as velocidades de desplazamiento de las dragasirante la operación oscilan entre los 3,5 y los 5 nudos.a profundidad de dragado suele ser inferior a los 30 ó5 m, si bien existen equipos que llegan a trabajarasta más de 50 m.

omo con una sola bomba a bordo de las dragasfícilmente puede extraerse el material a grandesrofundidades , se suelen utilizar también bombasléctricas sumergibles , las cuales se instalan en laibería de succión . Estas bombas situadas en el puntotedio de las tuberías , permiten alcanzar mayoresoncentraciones de sólidos en la mezcla de material ygua que se extrae.

a. DRAGADO TRANSVERSAL

LOperaciones básicas y práctica)perativa

.as dragas trabajan normalmente efectuando cortes,aralelos al eje principal del depósito o transversales alnismo , pudiéndose utilizar una o más unidades detragado para hacer frente a los cambios en las leyes y ;pos de minerales , o incluso para alcanzar los niveles deproducción requeridos . Los costes unitarios de operación ,ion, frecuentemente , menores para una sola draga deiandes dimensiones que para un grupo de dragas denenor tamaño , aunque también influyen sobre los costes)tros muchos factores , tales como profundidades detragado , relaciones de estéril de recubrimiento a mineral , - ' E.ondiciones del lecho rocoso , etc. ; 2

b. DRAGADO LONGITUDINALEl dragado transversal al yacimiento tiene ventajas endepósitos anchos en los que el mineral probablemente Figura 21 - Esquemas de dragado.;e extiende más allá de los limites supuestos. El)rincipal inconveniente , de acuerdo ron Popov ( 1971),:striba en las cuñas que se abandonan entre los cortessucesivos con la finalidad de evitar la dilución con los límites planificados y exige un elevado número de•esiduos almacenados de los co rtes ante ri ores . Por esta trazados curvilíneos para los movimientos late--azón, puede perderse hasta un _::-^= de las rese rvas rales.:otales y, además , en depósitos s- rficiales existe elnconveniente adicional derivado ce Lempo inve rtido en En lo referente al ve rtido de residuos , si éste seos extremos en cada comienzo cr- ci clo. Estos incon- realiza lateralmente y hacia la parte posterior de laTenientes pueden minimizarse. en algunos casos , draga , como se ha indicado, podrá efectuarsemediante la construcción de d_;

ys con capacidad sistemáticamente la explotación del depósito según

suficiente para depositar lateralmer;eos residuos en un un esquema transversal, sin necesidad de volver apunto alejado . En la Fig . 21 a, se __-exenta el sistema dragar los residuos almacenados en fases anterioresde dragado transversal en un ya:.- -to irregular . o, alternativamente, evitar el abandono de zonas del

yacimiento sin explotar . Los dispositivos de ve rtidoEl dragado longitudinal aguas a--za V..ede efectuarse son reversibles y posibilitan el dragado al girar paracon varios frentes para cubrir a _cnura total del reiniciar un nuevo corte en los extremos del depósi-depósito , tal como se ilustra en a =,z. -2,b. Cada frente to, Fig. 22.se avanza de 10 a 15 m cada . -vi rtiendo en eltraslado de uno a otro entre - 5 minutos. Losresiduos se vie rten por detrás puntos bastante En lo referente a la práctica operativa, con cadaalejados para permitir el libre de la draga. Al tipo de draga es muy impo rtante la forma en la queno dejarse ningún macizo interr -e -».-_ existen, prácti- éstas avanzan cubriendo el área de explotación ycamente, pérdidas de minera. _ -todo presenta los movimientos que realizan en cada fase dedificultades cuando se pretence a a: ar fuera de los trabajo.

229

El avance de la drage consigue mediante el ac-SEwaES cionamiento de los cabrestar;tes que actúan sobre los

FRIEDRE DO I w;E DR~ cables laterales de anclaje. Después de cada desplaza-SO*RETAMAÑOS

DIRECCON 1.., miento se desciende el puntal con el fin de que eloE DRAGADO equipo transmita al terreno las fue rzas de reacción yT uo LITERAL - r TERRENO VIRGEN trabaje desde una posición fija.

TALUD DE Rgk1 UOS_

L-

� � 1ALVO LATERAL CORTE ANTERIORS i la draga que se utiliza no tiene suficiente alcance

LAODNA - - -- -- ` < para extraer todo el material del depósito y es posible- - - W esperar a épocas en las cuales desciende el nivel de

VERTIDO DE RESIOVOSDRAGA TALUD DE RESIDUOS agua, la explotación podrá realizarse en tales casos en

DE CORTE ANTERIORe - A -a dos fases, tal como se representa en la Fig. 24.CORTE EN EEpLOTAOON RESIDUOS DE

CORTES ANTERIORES

TERRENO VIRGEN '. �__T�

LEC. 00 OSO NIVEL MAX.SECCION A - A DEL AGUA

RESIDUOS CE CORTES ANT -`- -á�,

LECN0 ROCOSO ,•N. MIN. I

SORBE TAMAÑOS

SECCION S-S

.I, ALTURA DE CORTE ,Figura 22.- Dragado transversal de un yacimiento.

NIVEL DE DRAGADO , ---_- ,

Figura 24.- Explotación en dos tases con una draga de cucharaaprovechando el descenso del nivel del agua.

4.1. Dragas de cuchara

Estas unidades realizan la excavación en cortes conuna anchura dada. El ciclo básico de la dragaconsiste en: descender la cuchara hasta el fondo, 4.2. Dragas de cangilonesexcavar durante el ascenso de la misma, elevarla porencima del nivel de la barcaza, girarla y depositar la La operación de excavación con una draga de rosariocarga sobre dichas barcazas, que se colocan late- se efectúa, también, según unos módulos o cortes. Elralmente. ciclo básico de un corte comprende: avance con el

cable de tracción, excavación de los materiales girandoEl ritmo en que se explota una zona depende del la draga para cubrir la anchura del tajo, y repetición deltiempo de ciclo, anchura del corte y profundidad del ciclo.material a ser dragado.

Para conseguir la posición adecuada del equipo seutilizan unos cables laterales, tal como se muestra en

BARCAZA la Fig. 25.

ANCHURA La distancia avanzada por la draga en cada pasadaDE CORTE depende de la profundidad de trabajo y tipo de

----- ---- ------ material. Los valores más usuales son los siguientes;Tabla 1:

R'

TABLA 1NIVELDE AGUA--

j; Tipo de material Distancia avanzada (m)•RAZO DE LA RETRO- ---�

PROFUNDIDAD MEDIA I¡DE DRAGADO Duro 0,3 - 0, 5

II

ALTURA1 DE CORTE Blando 0,8 - 1,0

------------ Muy blando 1,8 - 2,0'Si

Figura 23.- Método de operación con una draga de cuchara.

230

La anchura del corte varía según las dimensiones de la Mientras la.draga se traslada no se da casi producción,draga y dispositivos de anclaje, pero por lo común oscila de ahí que en el transcurso del tiempo se haya dedica-entre los 60 y 100 m. do mucha atención al desarrollo de diversos sistemas de

puntales que se emplean en la práctica. Las principalesCon el fin de que las fuerzas de excavación se trans- configuraciones son las siguientes:mitan al cable frontal, y no a los laterales, la draga sedispone en ángulo girándola, tal como se muestra en la - Dos puntales independientes.Fig. 25. - Sistema con carro de puntales.

- Sistema de puntales pivotantes.- Sistemas especiales.

El primer diseño es el más utilizado y, al mismo tiempo,1 ` el más sencillo. Dos puntales están dispuestos en }posición vertical y asegurados por unas abrazaderas enla parte posterior de la draga. Uno de los puntales se

ANCIRRIA ....:,.. _ halla en posición bajada, con el extremo en el medio del°°RTE corte. El otro puntal está izado por encima del fondo,

para que cuando caiga penetre lo suficiente en el lecho.DIRECCION DE Durante la operación, la draga vira en torno al puntal deLA CORRIENTE trabajo, que es el que está anclado al terreno. Después

de cada giro, la escala con su cabeza cortadora se bajaun poco más hasta que se alcanza la profundidadrequerida. La cabeza se encuentra entonces en una delas esquinas del corte (B), Fig. 26. La draga tiene queadelantarse y, para ello, retorna la cabeza hasta laposición (C), girando todo el equipo alrededor del

Figura 25.- Método de operación con una draga de cangilones. puntal apoyado. En ese instante se desciende el otropuntal y se iza el de trabajo anterior. A continuación se

Los ángulos extremos de las dragas se producen fueravira la draga en torno al punto P hasta que la cabeza

de la anchura de corte teórica, lo cual puede causarllegue al punto A'. Entonces se baja nuevamente elpuntal de trabajo, y después se iza el puntal auxiliar. Laproblemas si las aguas son muy superficiales o existen distancia avanzada es "a".taludes excavados descubiertos.

Los cables laterales juegan un papel muy importante enel movimiento de la draga durante el ciclo de trabajo. G a A ACuando los ángulos que forman esos cables llegan aser superiores a los 300 ó 40°, con respecto a la 1 á_ 9

7-nuevas

es preciso mover los anclajes a otrasnuevas posiciones. Si esto no se hace se precisamucha más potencia y resulta más complejo el despla-zamiento lateral de la draga. E3

4.3. Dragas cortadoras de succión

El ciclo básico de operación de una draga de succiónconsiste en: el corte, avance con los puntales, corte, y, \ •nuevamente, avance con los puntales. Aunque elproceso de bombeo es continuo habrá momentos en los , oque solamente se bombee agua, por ejemplo, duranteel avance o movimiento lateral de la draga. a

O P A'ACExisten diversos sistemas de puntales de apoyo, que se _utilizan para el desplazamiento de las dragas de suc-

_

ción. Por medio de los cabrestantes laterales delanteros3- - -i- - 1 _ _ '

la draga traza un arco de circunferencia con centro enel eje del puntal. La dimensión de la draga y, por gconsiguiente, la magnitud del arco citado, condiciona laanchura del corte a excavar. Figura 26.- Desplazamiento de la draga con dos puntales.

231

Las dragas de succión suelen diseñarse para ángulosde giro de unos 400 a ambos lados , pues ángulosmayores plantean serios problemas . La operacióndescrita , como puede comprenderse , exige muchotiempo improductivo. C

El segundo sistema consiste en la instalación de un ccarro móvil al que se fija un puntal mediante unaabrazadera . Este carro se mueve longitudinalmente enun hueco dispuesto en la parte posterior de la draga,Fig. 27.

m e' - �1

� �° c

_ _ 0' o

c c

Figura 28.- Esquema de operación de una draga con carro porta-d puntal.

--{ Después se va avanzando la draga por medio del carrohasta que se alcanza la posición (D'). Entonces se bajael puntal auxiliar y se iza el de trabajo , que por mediodel carro se coloca en la posición inicial . Seguidamente,se vuelve a bajar el puntal de trabajo , levantándose elauxiliar , y se recomienza la operación de dragado.

Los tiempos muertos con este dispositivo son muchomenores que en las dragas con dos puntales indepen-

Figura 27.- Detalle del carro portapuntal . dientes ; de ahí que este último se utilice cada díamenos.

El carro está dotado de cuatro ruedas y se desplaza El tercer sistema es comparable con el anterior , pero ensobre unos carriles que se hallan montados en la este caso el puntal de trabajo gira sobre un eje horizon-draga . A fin de absorber las fuerzas laterales provoca- tal como se indica en la Fig. 29.das por los puntales, se proveen unos rodillos guía. Elcarro se acciona mediante un cilindro hidráulico dedoble efecto.

Ii

En la. pa rte posterior de la draga se encuentra unsegundo puntal , que es el auxiliar.

El método de trabajo resulta más sencillo que con el e ` Ir,a €sistema anterior, y se desarrolla según el esquema dela Fig. 28. °

Figura 29 .- Draga con puntal p ivotante.

Cuando comienza la operación , la draga se sitúa en el El ángulo que el puntal puede formar con la vertical noeje del corte y el carro se encuentra en la posición suele ser mayor de 8° a cada lado.inicial. A continuación , se baja el puntal de trabajo en laposición ( B), mientras que el puntal auxiliar está levan - Con este sistema la operación es como sigue : el puntaltado. El equipo gira por medio de los cabrestantes de trabajo se baja hasta el centro dél co rte (a), selaterales delanteros alrededor del puntal de trabajo . La cubre la anchura de corte mediante giros laterales ydraga junto con su escala irá describiendo arcos y para avanzar se mueve el cilindro hidráulico , y la dragadescendiendo hasta que se haya alcanzado la profun- puede adelantarse la distancia A-B. Entonces hay quedidad requerida. cambiar de puntal , para lo cual se baja el puntal

232

-7"VVw

Foto 2.- Draga succionadora con planta de tratamiento flotante destinada a la recuperación de metales pesados.como rutilo, circonio , monacita , etc., en un depósito de arenas . (Cortesía de IHC Holland).

auxiliar, se iza el de trabajo y se lleva otra vez cerca de 4.4. 1. Dragado con tajo horizontala draga donde se baja nuevamente. Luego se vuelve

Es similar al corte en bloque lleno de las rotopalas dea elevar el puntal auxiliar. El esquema de trabajo essimilar al visto anteriormente en la Fig. 28. superficie. El rodete se mueve con la escala, de arriba

hacia abajo, arrancando una rebanada de material conEn comparación con el sistema anterior, tiene el incon- un espesor máximo de 1/2 a 3/4 del diámetro del

Teniente de que, a profundidades de dragado reducidas, rodete, Fig. 30.;a carrera útil es más pequeña. Por otra parte, estesistema no es más económico que el de carro, lo que -ce.hace que se utilice en pocos equipos.

4.4. Dragas succionadoras de rodete

Los procedimientos de trabajo de las dragas de rodetedifieren sensiblemente del habitual con draga cortadora- Figura 30.- Draga de rodete trabajando en un tajo horizontal.succionadora. La elección del método depende del tipode material, profundidad de succión y condiciones detrabajo. Este sistema resulta óptimo en terrenos que no se

desmoronan o apenas lo hacen.Los tres procedimientos posibles son:

1. Con tajo horizontal. 4.4.2. Dragado con tajo vertical

2. Con tajo vertical. Es equivalente al corte por terrazas de las rotopalas. Laaltura de cada terraza suele ser aproximadamente igual

3. Contra talud. a la mitad del diámetro del rodete, Fig. 31.

233

En lo referente a los depósitos marinos , en las dosprofundidad últimas décadas , se han intensificado los esfuerzos paramínima de el desarrollo y explotación de los nódulos de manganesodragado y otros metales . Pero aún hoy existen problemas

técnicos y económicos , así como alguna incertidumbrepolítica derivada de la Conferencia de Naciones Unidas

profundidad sobre la Ley del Mar.máxima dedragado Sin embargo , en estos últimos años se ha prestado una

��. mayor atención a los depósitos marinos de arenas ygravas , de fosfato , etc.

Figura 31 .- Método de trabajo con un tajo vert ical . Un campo de aplicación de las dragas es el constituidopor las rocas industriales , ya que tras su extracción

Uno de los inconvenientes que presenta con respecto al pueden utilizarse directamente en la industria. Estemétodo anterior es que la posición de la boca de subsector incluye materiales de construcción (arenas ysucción no siempre es óptima en todas las profun - gravas ), rocas industriales ( bauxita, arcillas , sales,didades de trabajo . fosfatos , bentonita, dolomita , diatomita , caliza, etc) y

otros minerales (asbestos, feldespatos, etc).

La explotación de esos materiales en húmedo es muy4.4.3. Dragado contra talud interesante, por cuanto el procesamiento y el transpo rte

alcanzan grandes rendimientos y eficiencia.Los terrenos poco consolidados que se desmoronanfácilmente pasan a formar un talud durante el dragado. También se han utilizado dragas para la descubie rta deEn estos terrenos es posible trabajar con el rodete a la algunos yacimientos de carbón , en los que existíanprofundidad máxima . Según los ángulos de reposo que depósitos de turba localizados en las proximidades deadopten los materiales , se efectuarán los avances en deltas de ríos , de lagos o del mar, y que aconsejabansentido horizontal , Fig. 32 . su extracción en húmedo.

Por último, en yacimientos de gran volumen donde elrecubrimiento está constituido por materiales poco con-solidados que es preciso explotar y depositar a grandesdistancias , las técnicas de dragado aparecen como

posteriorsistemas interesantes, ya que el transpo rtepuede hacerse eficazmente por tubería. Un ejemplo deesto se encuentra en la mina de bauxita en Surinam.

��. También debido a las oscilaciones de las cotizacionesde algunos metales y descenso de las leyes de corte,algunos residuos de las plantas recogidos en presaspueden ser extraidos y manipulados de forma adecuada

Figura 32 .- Método de dragado contra talud. por dragas.

5. Aplicaciones6. Consideraciones de selección

Las aplicaciones del dragado son muy amplias , inclusoen yacimientos originalmente secos . Existe una amplia variedad de equipos de dragado, en

términos de tipos y capacidades . La selección de unTradicionalmente se han venido utilizando para la determinado modelo depende del método minero elegidoexplotación de placeres o depósitos detríticos que y producción prevista . Las condiciones locales y lascontienen minerales beneficiables en forma de pequeños características de los materiales determinan el ren-granos o part ículas sueltas . Los yacimientos de este tipo dimiento del equipo de dragado . En la Tabla II semás conocidos son los de platino , oro, diamantes, indican los campos de aplicación de las diferentesestaño . rutilo y minerales pesados, pero también existen clases de dragas , pudiéndose utilizar como una primerade arenas ferríferas y de tierras raras. guía.

Los depósitos de placer existen en un gran número de Con el fin de alcanzar los rendimientos medios necesa-ambientes , desde los simples depósitos de terraza y los rios , debe realizarse un análisis cuidadoso de la influen-de playa , hasta los de sedimentos consolidados con- cia que puede tener la variación de las condiciones detinentales o masivos . operación y del terreno , con vistas a elegir el equipo

234

TABLA II

TIPO DE DRAGA

CONDICIONES DEAdecuada Adecuada

OPERACION Draga de Draga Draga Draga Draga de Draga Draga para la para elretroex- succión en restau- transpo rte

cuchara excavadora cavadora de rosario marcha cortadora de rodete ración por tubería

TIPO DE ROCAISUELO

Ignea n/a n/a n/a n/a n/a n/a n/a n/a n/a

Sedimentaria 0 C C C n/a CIB D/C A C

Metamórfica n/a n/a n/a n/a n/a n/a n/a n/a n/a

Bolos CIB 8 CIB DIC n/a n/a n/a n/a n/a

Guijarros B 8 B CIB 0 D/C D B C

Grava B B B A B CIB CID 8 C

Grava arenosa B B B A B 8 B A B

Arena B B 8 A A A A A A

Arena cementada D B B C/B DIC A A B CIB

Limos C n/a D B A B A D A

Arcillas (arcillascon cantos rodados) C/B C CiB B DIC C/B 8 B C/B

Arcilla limosa blanda(arcillas aluviales) C n/a C 8 C C B 0 CIB

Turbas A n/a C 8 D B A n/a A

Lignitos A C B A n/a B A nla A

CONDICIONES LOCALES

Terreno continental A A A A A A A

Mar abierto C C CIB B A B B

Depósito profundo A n/a n/a B B C A

Corriente débil B B B B A B 8

Corriente fuerte D B A C B B B

LEYENDA:

A: Muy BienB: BienC: Normal0: Maln/a: No aplicable

235

-yRq+t.•/.. an,�Z �; s: lres' yti i ,.4�� - � i

��i¡rl.¡�'a `" . y��i•rA�;t 4rJ 1.' '? ,..k-.. �i+�7�.

w, �t

Foto 3.- Dragas en construccion en el Norte de China, para explotar un yacimiento de oro con una profundidad máxima de 18 my una producción nominal de 540 m'/h. (Cortesía de IHC HOLLAND.)

correcto. Cuando sea factible, se elegirán las dragas de - Giro de la draga a estribor o babor.diseño estándar que son más económicas que las que - Control del par de frenado de los cabrestantesse construyen específicamente para una operación laterales.concreta.

- Control del ángulo de dragado.A modo de ejemplo, en la Fig. 33 se comparan por loscostes de operación dos tipos de dragas, contempladas - Control del cabrestante de la escala, etc.oara la explotación de un placer aurífero. Se dispone de un ordenador en el cual se encuentra. leo registrado el método de trabajo a seguir en forma de un

programa.150

DRAGA La alta velocidad del microprocesador ofrece la posibi-i RETROIp D,s-1�sm1 lidad de controlar diversas funciones, mientras el

programa está ejecutándose, tanto de los instrumentosDRAGA DE ROSARIO DE CANGILONES auxiliares exteriores como de las operaciones automati-

J 90- 2,3-150 zadas. De esta manera se aprovecha más eficazmentela capacidad disponible de las dragas y se ajusta la

6O excavación al perfil previsto.

30 RETROEXCAv,�RA/ - En cada momento, la información se visualiza en unaPLANTA DE DRAGA DE CANGLLDNESLAVADO 4,5 4-A,r3 � L cIo.e �m#IS

pantalla de ordenador. No sólo se controlan los prin-cipales parámetros de la operación, sino incluso se37� Iso zQS 3oD 3p 05o

PRODUCCION MENSUAL (01101 ) representa el perfil de la excavación, lo que permitea 33.- Costes oe operacion de aos tipos de Dragas par,, tomar decisiones sobre el movimiento de la escala.

diferentes niveles de producción.Para el control de las operaciones y movimientos queefectúa una draga se dispone de un conjunto desensores o captadores, tales como:

7. Tendencias y nuevos desarrollos - Captador de medida del ángulo de la escala.

Entre las mejoras que se han producido en las dragas - Brújula giroscópica.se encuentra el control y automatización de las opera- . - Captador de posición de puntales, etc.Nones por medio de ordenadores.

En el caso de las dragas de cangilones y cortadoras las En lo referente a equipos, en el placer aurífero de Greyprincipales funciones automatizadas son las siguientes: River, cerca de Greymouth, en Nueva Zelanda, se va a

236

MEDIDA DE POTENCIADE LA LINEA

CELULA DESISTEMA DE .- RGA AMPLIFICADORPOSICIONADO ARMARIOS DE

CONTROL DE POTENCIA

I 11 I SENSORES

CABRESTANTE VELOCIDADISISTEMA DE CONTROL I ¡ ii rAUTOMATICO DE LA DRAGA

1Q7 CONSOLA DE DRAGADO I !¡ ¡-r t

!;1 I �✓�

CARGA

l•. i1

; i SENSOR DE VELOCIpAD� VELOC.\l

1

CARGAMOTOR ®�-

f JI¡ INCLINOMETROI !lil I

I GIROSCOPO

t 17

1 - - I

• -

Figura 34.- Sistema de control automa tico ce una oraga oe cang il ones.

poner en marcha una draga doble capaz de efectuar unarranque selectivo con una capacidad de producción

CABLESsuperior a los 8 Mm3/año. ELEVAC-CIERR:1

iE

DEL MOTORDE LA BOMBA

El equipo diseñado por la casa americana RAHCO,Fig. 35, que participa en el proyecto, consiste en unaescala con cabeza rotativa de corte y bomba de suc-ción, Fig. 36, y una noria de cangilones similar a la de MOTOR ESTRUCEURASOPORTuna draga convencional. El primer equipo de trabajo EN Aposee una capacidad de unos 1.500 m3/h y efectúa elarranque del estéril de recubrimiento, mientras que el TUBERIA DEsegundo tiene una capacidad de 800 m3/h y efectúa la DESCARGAextracción del material mineralizado, con una ley media `� -de 0,127 g de oro/m3. SUCCION BOMBA

TELESCOPICA DIENTESRIPADORES

Figura 36.- Detalle de la cabeza de corte y dispositivo de succión.

El estéril de recubrimiento es bombeado a través de unatubería de gran diámetro hasta un trommel de desagüe,

MME11Fl«E - _ desde el que el material se descarga sobre una cinta de., �. --- - vertido a una distancia de 61 m por detrás de la draga.

ESTEER DE,rearmWIEMTO ,y La disponibilidad del equipo se prevé superior al 90%,1101110.-

-

W�O lo que permitirá alcanzar de forma efectiva el ritmo deET•.Sw

-ROU~Oe producción planificado.GIISILONES OOEL ROOMMEL

ESTEML Los costes de operación serán del orden de 30 PTA/m3, ha-NES000a x ra s ciendo viable la explotación de yacimientos con leyes bajas.

Figura 35.- Draga doble con una capacidad combinada superior a El proceso de tratamiento y recuperación del oro es el2.300 m3Ih (BARCO). representado en la Fig. 37.

237

Z

JIASECUNDARIO

CABEZA GRIZZLYCORTADORA ROSARIO DE AL LAGODE SUCCION CANGILONES AL LAGO

TROMEL r---- -""'-

l

MOLINOOE SOLAS

AL LAGO AMALSAMADOR I

1TUBERIA FINOS TROMEL DE(DESCARGA) DESASUE

JIOTERCIA. I

t LINGOTES

JORO1

It

CINTAA FINOSt

1

GANGA !----------

209REFLOTADAAL LAGO AL J10 PRIMARIO 4I0 PRIM . CÁMARA DEOROMESAS DE LAGOSACUDIDAS

AL LA00 , AL LAGO 1 FMESAS DESACUOIOAS 1

Figura 37.- Tratamiento del mineral.

8. Bibliografia

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238

'APITULO X

lonitores hidráulicos

Introducción3s monitores hidráulicos se definen como aquellosquipos de arranque consistentes en una lanza o cañón-ientable, de grueso diámetro , que mediante la energía)evada por el chorro de agua que proyectan sobre eltacizo rocoso , permiten disgregar y arrastrar los mate-ales, cuyo estado de consolidación , natural o artificial-lente creado , es apropiado para tal finalidad.

u aplicación constituye la base de la llamada mineríaidráulica, desarrollada a part ir de la segunda mitad deliglo pasado para la explotación de yacimientos aluvio r'�ares , aunque sus orígenes históricos se remontan a la LAANZA$ ✓/ `'poca romana , donde se utilizaba para el beneficio deacimientos auríferos como los de León y Asturias.

a utilización de estos equipos apo rta las siguientesentajas:

- Arranque continuo del material explotable.

- Infraestructura minera reducida . Figura 1 - Monitor portátil.

- Equipos más sencillos y económicos.

- Menores necesidades de personal y con menor Portátiles montados sobre una estructura provis-

especialización . ta de ruedas , Fig. 2.

- Bajo coste de operación.

;us inconvenientes principales son:- Condiciones específicas del material a arrancar.- Grandes requerimientos en caudal y presión de

agua.- Necesidad de grandes áreas para vertido de resi-

duos.

- Escasas posibilidades de selectividad . 1•- Mayores riesgos de segregación y pérdida de las

fracciones granulométricas más gruesas en elmineral.

- Aplicabilidad del sistema cuando el proceso debeneficio posterior tiene lugar en vía húmeda.

- Condiciones topográficas apropiadas para la cir-Figura 2.- Monitor sobre remolque.

culación de los materiales arrancados.

- Disposiciones restrictivas sobre contaminación e - Maniobrabilidad

impacto ambiental . • De accionamiento manual , Fig. 3.


Los equipos existentes se clasifican de acuerdo con lascaracterísticas siguientes:

- Movilidad

• Portátiles montados sobre una estructura provis-ta de patines o trípode , Fig. 1. Figura 3.- Monitor de accionamiento manual.

239

3 '

• Accionamiento por control remoto hidráulico o la expresión que indica el caudal de agua lanzado poreléctrico . Fig. 4. una boquilla es:

r< d?Ci2gh,

4donde:0 = Caudal (l/s).C = Coeficiente de forma de la boquilla (0,98 - 0,80).d = Diámetro de la boquilla (mm).g = Aceleración de la gravedad (m/s) .h = Altura de la columna de agua en la boquilla (m).

Figura 4 .- M onaor oe acc ionamiento hidrauuco .En la Tabla 1 se indican los caudales necesarios paradistintos diámetros de boquillas, habitualmente compren-didos entre 50 y 150 mm, y altura de columna de agua,

3. Características generales y de para un valor de C = 0,98.

diseñoLa finalidad básica de un monitor hidráulico es proyectar 3.2. Cuerpo del monitorun chorro de agua sobre un punto determinado del El cuerpo del monitor tiene siempre un diseño curvo,terreno , de forma que la energía liberada en el choque Fig. 1, de una sola pieza y sin soldaduras, con objetopermita disgregar y arrastrar el material . de reducir las pérdidas de carga . La unión de losEl monitor , Fig. 5, está compuesto por los siguientes tramos curvos se realiza mediante rótulas giratorias deelementos : acero inoxidable con sistema de engrase , y de juntas

1. Lanzatóricas para mantener su hermeticidad , evitándose fugas

2. Boquilla de agua y la consiguiente pérdida de presión.

3. Cuerpo del monitor El diseño en "S% evita las fuerzas de reacción anulando4. Estructura de fijación y apoyo las componentes exteriores , y dando como resultado un5. Mecanismos de accionamiento fácil manejo sin que la presión de trabajo agarrote las6. Conexión de alimentación rótulas giratorias , al tiempo que se reducen los efectos

del retroceso ocasionado por la presión impulsora del2 flujo de agua a su paso por el cuerpo del monitor. En

el extremo del tubo se acopla la lanza a través delracor de conexión adecuado.

33.3. Estructura de fijación y apoyoEl monitor se monta sobre una estructura de apoyorobusta , constituida por un entramado de tipo tubular y

<m ° patines o trípode para el anclaje.En algunos casos el monitor puede ir soportado en un {

0 0 4 chasis todo terreno provisto de ruedas.

F ,gura S.- Componentes p ri n ci pales de un monto 3.4. Mecanismo de accionamientoEl accionamiento de los monitores puede realizarse de

3.1. Lanza y boquilla diversas maneras:Manualmente , mediante palanca o mandos de suje-La lanza está constituida por un tubo cilíndrico o ción . y por mecanismos de husillo. Fig. 6.troncocónico situado en el extremo del monitor que

permite dirigir y controlar el chorro de agua . El elementosituado en el extremo de la lanza se denomina boquillay permite conformar o regular el chorro de agua .

La forma cilíndrica o troncocónica de la lanza hace posiblereducir el régimen turbulento del agua , transformándolo enlaminar . La forma troncocónica , en base a la progresivareducción de la sección de paso del agua, incrementa lavelocidad , lo que permite disponer a la salida de unamayor presión dinámica y mayor alcance . Figura 6.- Accionamiento de mon tores.

240

TABLA 1Caudal proyectado según presión y diámetro de la boquilla

BOQUILLA (mm)

PRESION 50 60 70 80 90 100 110 120 130 140 150111'

(MPa)CAUDALES (l/s)

0,1 27 39 53 69 87 108 130 155 182 211 243

0,2 38 55 75 98 123 152 184 220 258 299 343

0,3 47 67 91 119 151 187 226 269 316 366 420

0,4 54 78 106 138 175 216 261 310 364 423 485

0,5 60 87 118 154 195 241 I 292 347 407 472 542

0,6 66 95 129 169 214 264 320 380 446 518 594

0,7 71 103 140 183 231 285 345 411 482 559 642

0,8 76 110 149 195 247 305 ; 369 439 515 598 686

0,9 81 116 158 207 262 323 391 466 547 634 728

1,0 85 123 167 218 276 341 412 491 576 668 767

1,1 89 129 175 229 290 358 433 515 604 701 804

1,2 93 134 183 239 302 373 452 538 631 732 840

1,3 97 140 190 249 315 389 470 560 657 762 875

1,4 101 145 198 258 327 403 488 581 682 791 908

1,5 104 150 205 267 338 418 505 601 706 818 939

v A.

1�,-.s "-�•+� ter:c. a s..r

1,.�

• 'h :: :.aci'_M r. . . eme •... -. �.X�w'r�:~i

Foto 1.- Maneo de un mora=r -:c-ajisco.

241

Por control remoto, a través de sistemas hidráulicos v = Velocidad del flujo (m/s).o eléctricos comandados desde una caseta, Fig. 7, g = Aceleración de la gravedad, (m/s').bien manualmente o con ciclo programado.

D = Diámetro de la tubería (mm).Co = Coeficiente de resistencia cuyos valores para

N` Wuu oEL ooEAnoan distintos diámetros se exponen en la Tabla W.

TABLA II

D (mm) C.

150 0,0185

Fig. 7.- Accionamiento hidráulico. 200 0,0180

250 0,0175

300 0,0165

3.5. Alimentación de agua 350 0,0160

La alimentación del monitor se realiza mediante un400 0,0155

acoplamiento en su parte posterior, que lo conecta a la 450 0,0155red de suministro de agua. 500 0,0150

El suministro se puede realizar por gravedad, bombeo 600 0,0145o combinación de ambos.

La fuente de alimentación puede estar situada en un ríoo depósito artificial y, dependiendo de los volúmenes deagua utilizados, su disponibilidad o prescripciones am- 4. Operaciones básicas y prácticabientales, el proceso puede emplear recirculación o no. operativaEn términos generales, la situación más favorable parael arranque se produce cuando se emplea un caudal y 4.1. Arranque directo con monitorvelocidad lo mayores posible.

Las necesidades de alimentación vienen dadas por la De acuerdo con las características mecánicas delexpresión siguiente: macizo rocoso existen dos esquemas de explotación

básicos:

V. . q 1. Arranque con monitor directamente sobre el macizo,ti.t,.t,.f y

donde: a , 2. Arranque con monitor, previa disgregación delq = Caudal específico necesario (m /m ,). macizo.V. = Producción anual (m',).t„ t2 y t, = Días de trabajo al año, número de relevos por

día y horas de trabajo por relevo.f = Factor de utilización del monitor. El principio general de trabajo de los monitores, cuando

el macizo es arrancable directamente, corresponde alLas pérdidas de carga por fricción en las conducciones siguiente esquema operativo, Fig. 8:se tratan en el Capítulo de Transporté Hidráulico, peropara estimaciones rápidas se pueden considerar del - Proyección del chorro sobre el pie del banco conorden de un 15 al 20% del caudal alimentado. objeto de crear una sobreexcavación en el mismo

hasta que se produce el desplome del talud. j ÉLa siguiente expresión permite calcular la pérdida decarga por metro lineal de tubería: El material desplomado es sometido a la acción del

chorro para.su disgregación y arrastre a través delC V2 canal de transporte.

1=2 . g . D - Una vez limpio el frente, se avanza el monitor,

donde: repitiéndose el ciclo de nuevo.

242

SOBREEXCAVACION MATERIALDESPLOMADO

CANAL DETRANSPORTE AVANCE DEL

MONITORMONITOR

Figura 8.- Esquema general de explotación.

�. * TABLA III

`' •' TIPO DE MATERIAL PENDIENTE (%)

Suelos arcillosos 2N �•

Arenas 4- 5

Gravas 5 10

Las distintas posibilidades de posicionado del monitorcy dan lugar a tres esquemas de explotación , según las

:'. 'w'• direcciones relativas , el chorro proyectado y la pulpaarrastrada:

.: • a) En dirección.b) A contracorriente.c) Mixto.

a) En dirección.

En este esquema la dirección de circulación de la pulpacoincide con la del chorro de agua proyectado por elmonitor y se aplica generalmente sobre bancos de alturainterior a 8 m, Fig. 9a.

Foto 2.- Impacto del chorro de agua lanzado por un monitorsobre la base de un talud.

Con este método la situación más habitual del monitor

La pulpa producida en el frente de arranque confluye es sobre la cabeza del banco operando en retirada, y

hacia un canal de transporte , realizado inicialmente con presenta la ventaja de que tanto el equipo como la

monitor, que desemboca en la planta de tratamiento , si tubería de alimentación se hallan en terreno seco, lo

existe la pendiente adecuada , o en un pozo de bombas que supone mejores condiciones operativas para el

desde donde se eleva hasta la planta cuando las personal y equipos de traslado del monitor.

condiciones topográficas son adversas . Este últimoprocedimiento permite homogeneizar las características Otra ventaja adicional se deriva del hecho de que, alde la pulpa. así como mantener una alimentación más coincidir la dirección de los flujos, se incrementa elregular a la instalación de tratamiento . arranque de material. Como desventajas , al no producir-

se sobreexcavación en el pie del banco, se precisaLa pendiente del canal de transpo rte depende de la mayor volumen de agua para arrancar el mismo mate-granulometría de los sólidos en la pulpa , siendo habitua- rial, y se dispone de menor columna de agua en lales los gradientes que se indican en la Tabla III. lanza del monitor.

243

xf,

permita el consiguiente desplome del talud. Las alturasdel hueco creado son del orden de 40 a 50 cm.

2

t � s '1 { y-Í �� a ty 4 �. 4

O) c� t t4

G r.'r;.

0

Foto 3.- Canal de trasporte del mineral arrancado por unmonitor hidráulico.

- - La práctica de descalzar el talud no es aplicable cuandolos materiales que constituyen el mismo están sueltos o

I s s ' escasamente consolidados.

Í La distancia mínima del monitor al frente, cuando elcontrol del mismo se realiza manualmente, es la si-

c guíente:

Lm, = K.H„

1. Monitor siendo:2. Tbría de alimentación3. Canal de transporte H, = Altura de banco (m), inferior a 30 m.4. Sumidero K -Coeficiente, función del tipo de material nunca5. Estación de bombeo inferior a 0,8, pudiendo llegar a 1,2 para arcillas6. Tubería de pulpa compactas.7. Pulpa

La distancia mínima debe incrementarse en la longituddel tramo de tubería que es preciso añadir cuando

Figura 9.- Posicionado del monitor. avanza el monitor, con objeto de mantener constante laseparación del frente. La longitud normal de cada tramoestá comprendida entre 6 y 12 m.

b) A contracorriente.Las ventajas e inconvenientes de este esquema de

Esta forma de trabajo, se aplica fundamentalmente en trabajo son las siguientes:bancos potentes de hasta 20 a 30 m, siendo esta última Mayor rendimiento en material arrancado por m3la altura máxima permitida en algunos paises por -motivos de seguridad, Fig. 9b. de agua utilizada, derivado de la sobreexcavación y

desplome creados en el banco.El monitor se sitúa en el nivel de explotación con objeto - Mejor aprovechamiento de la energía cinética delde producir una sobreexcavación al pie del banco que chorro, al ser el ángulo de incidencia más efectivo.

244

La situación inferior del monitor permite disponer, en La Tabla IV recoge los distintos métodos de preparacióngeneral, de una mayor columna de agua. del material según G.A. Nurok.

El mayor inconveniente reside en la menor operativi- Los métodos anteriormente descritos persiguen, bien unadad sobre la berma de trabajo, al coincidir equipos, obtención de granulometrías aptas para su transportepersonal y canales de pulpa. hidráulico, o una debilitación de las características de

cohesividad del macizo que permita un mayor rendimien-to del monitor.

c) Mixto.

Esta disposición se utiliza cuando existen varios monito-trabajando sobre un mismo frente de explotación, yres

permite el arranque del material situado en la zonaintermedia entre dos monitores, Fig. 9c. 5 . Aplicaciones

De todos los sistemas de explotación existentes, elhidráulico es el único que permite combinar el arran-que de un material, su transporte a la planta de

4.2. Arranque con disgregación previa beneficio y recuperación en ella, así como posteriortransporte de residuos con la energía aportada por un

Algunos materiales con características mecánicas de flujo de agua.mayor cementación precisan una preparación previa, conobjeto de mantener un adecuado rendimiento de los Se aplica fundamentalmente en aquellos yacimientosmonitores. donde los materiales son disgregables por la acción de

_� r yes

Foto 4.- Monitor en funcionamiento en una explotación de caolín (Cortesía de CHARLESTOWN ENGINEERING).

245

TABLA IV

Métodos de disgregación previa

METODO DE EQUIPO UTILIZADO OBSERVACIONESPREPARACION

Mecánico Excavadora Arranque y apilado o descarga entolva

Tractor de orugas Ripado y empuje sobre pila

Minadores, traíllas, etc. Arranque y apilado o descarga entolva

Rozadoras Ejecución mecánica de roza alpie del banco

Hidráulico Inyección de agua Alimentación de agua a presión enel macizo de arranque

Percolación en cabeza Debilitación del macizo porpercolación natural en el nivelsuperior

Perforación y voladura Perforadoras Parámetros de voladura apropiadospara fragmentación deseada

agua a presión, como aluviones de oro, casiterita, su situación, por la economía que puede suponer eldiamantes, ilmenita, rutilo, circonio, etc.; formaciones desnivel entre los puntos de almacenado y posiciónarcillosas, gravas, arenas y otros materiales de construc- de trabajo del monitor.ción; limpieza y/o desbroce de recubrimientos en generaly sobre relieves tipo Karst. Igualmente, permite recupe- - Disponibilidad de áreas para el acopio derar los materiales depositados en balsas de residuos, residuos.efectuar la limpieza de tanques , complementar losservicios contraincendios y sanear los taludes de cante- - Condiciones apropiadas de recuperación de losras antes de su abandono. minerales o productos frente a variaciones de

densidad de la pulpa o regularidad en sus caudales.

Situación de la planta de tratamiento o beneficio,que deberá emplazarse tan próxima al área de

6. Consideraciones de selección explotación como sea posible.

La utilización de los monitores exige un conocimiento y - Normativa oficial existente sobre impacto ambiental,análisis previo de los siguientes factores: restauración y vertido de efluentes.

- Definición del modelo de yacimiento.Las condiciones favorables de los parámetros anteriores

- Características físicas de los materiales, especial- dan lugar a que con estos equipos se alcancen unosmente consolidación y granulometrías. buenos costes de inversión y operación, frente al resto

de los sistemas de explotación.- Características topográficas del área y del lecho de

roca o muro del yacimiento que permita el máximo Las características físicas del yacimiento a explotarde circulación hidráulica por gravedad. condicionan unas determinadas presiones en el monitor

para un arranque efectivo. La Tabla V refleja las presio-- Disponibilidad de agua y de áreas para su al- nes de agua recomendadas según diferentes materiales

macenamiento y regulación, con especial atención a y altura de banco a explotar.

9aa

TABLA V

Presiones de trabajo recomendadas(K.A. Artem'ev, 1985)

ALTURA DE BANCO (m)

GRUPO TIPO DE SUELO 3-5 6-15 > 15

M. C. a.

Suelto 30 40 50

II Arenas finas 30 40 50

Arcillas disgregables 30 40 50

Arenas poco arcillosas 30 40 50

Limos sueltos 40 50 60

Turbas sueltas 40 50 60

III Arenas medias a gruesas 30 40 50

Arenas graduadas 30 40 50

Arenas arcillosas consolidadas 40 50 60

Arenas arcillosas de consolidación media 50 60 70

Limos consolidados 60 70 80

IV Arenas gruesas 30 40 50

Arenas arcillosas muy consolidadas 50 60 70

Arcillas de compacidad alta y mediana 70 80 90

Arcillas compactas 70 80 90

V 3ravas arenosas 40 50 60

Arcillas plasticidad media 80 100 120

VI 3ravas arenosas 50 60 70

Arcillas plasticidad alta 100 120 140

m.c.a.: Me!---,tz, de columna de agua

El diseño de zs explotaciones y las secuencias de 7. Tendencia y nuevos desarrollosmovimiento de ' s monitores deben adecuarse a lascaracterísticas . rendimientos de los mismos, que El desarrollo de nuevas aplicaciones en la utilización delpermitirán esta.mecer los parámetros siguientes : agua como fuente de energía aplicada a la explotación- Caudal de agua necesario, función de las produc- de yacimientos está ligado a los siguientes aspectos:

clones reCLe-idas, rendimiento específico de arran - - Posibilidad de mejorar la capacidad de arranque enque y organ.ación del trabaio. materiales más consolidados.- Número de -nonitores necesarios a partir de las

produccione-- requeridas, las horas de trabajo dis- - Automatización de los movimientos del monitorponibles y a capacidad de cada uno. según ciclos programados.

247

- Mejoras de calidad y operatividad en tuberías y - Disponibilidad de plantas de tratamiento móviles ybombas. compactas de mayores rendimientos.

8. Bibliografía

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Work". AA Balkema, Rotterdam. 1986. Cast Mining. London. 1964.

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- DAILY, A.F.: "Dredges and Hydraulicking". Surface - THOMAS, B.I., et al.: "Placer Mining in Alaska".Mining. AIME. N.Y. 1968. U.S.B.M, IC. 7926.

248

CAPITULO XI

Volquetes

1. Introducción TABLA 1

El transpo rte de materiales rocosos en las explotaciones AÑO CAPACIDAD (tons)mineras a cielo abie rto , así como en la obra pública, serealiza con mucha frecuencia mediante el empleo devolquetes , debido a las ventajas que presentan : 1933 10

Flexibilidad del sistema en cuanto a distancias , pues1945 15

es aplicable , generalmente , entre los 100 y los 1950 253000 m. 1955 35

Capacidad de adaptación a todo tipo de materiales 1960 45a transportar : suelos , rocas , minerales , etc. 1963 65

Facilidad para variar el ritmo de producción , aumen - 1965 85tando la flota de volquetes o el grado de utilización 1967 100de ésta.

1970 150- Necesidad de una infraestructura relativamente 1975 200

sencilla y poco costosa. '1977 350

- Posibilidad de contratación de la flota e incluso dela operación.

- Existencia de una variedad de modelos que per-miten adaptarse bien a las condiciones en que debe Ty,

r�desarrollarse la operación.

- Sistema muy conocido y, por tanto, relativamente jfácil de supervisar y controlar. E

r Í- Menor inversión inicial que en otros sistemas de

transpo rte.

Por el contrario , los inconvenientes que plantea son:- Costes de operación elevados , con un porcentaje

sobre el coste total de arranque, carga y transpo rteque oscila entre el 40% y el 60%, según los casos.

- Complicada supervisión y optimización cuando setiene en operación un elevado número de unidades . Foto 1 .- Volquete más grande del mundo , de 350 tons.

- Rendimientos bajos cuando aumenta la distancia detranspo rte y/o el desnivel a supera- . A finales de los años 60 se construyeron los primeros

volquetes con 100 tons . de capacidad gracias a la- Gran cantidad de mano de obra e specializada en introducción del sistema de transmisión eléctrica.

operación y mantenimiento.

La aparición de camiones extraviales aspecificamentediseñados para el movimiento de tier-as tuvo lugar enel año 1935 , si bien su desarrollo a -odia escala fue 2. Tipos de unidadesposterior a 1945 , pasando a ser el méL- de transportemás extendido en la década de los =°:)s 60 hasta laactualidad . No obstante , debido al fuer= aumento de los Las unidades actualmente disponibles pueden clasifi-precios de los combustibles, por la apa -::ión de la crisis carse , según su diseño y modo operativo, en los

energética de la década de los sete,-a. durante los siguientes grupos:últimos quince años se ha producido t.-,a mayor implan-tación de los sistemas continuos y la -troducción de - Volquetes.mejoras tecnológicas en los volquetes para hacerlos - Camiones de descarga lateral.más competitivos.La Tabla 1 refleja el desarrollo espr.acular de las - Camiones de descarga por el fondo.

capacidades de transpo rte de este tipo de máquinas . - Unidades especiales.

249

2.1. Volquetes

Los volquetes se subdividen a su vez en:

- Convencionales.- Con tractor remolque. Z

H

- Articulados. VOLQUETE

.� DESCARGA POR EL

E,

FONDO

2.1.1. Volquetes convencionales so e . °

Es el tipo de camión extravía¡ más usado en el movi-miento de tierras y, fundamentalmente, en la minería a ° 23 25 7s soo 2z5 250 275 5°0

cielo abierto. CAPACIDAD(t)

Figura 2.-Relación entre el peso neto y la capacidad deEstán constituidos por una caja que se apoya sobre el transporte.chasis y que se bascula hacia atrás para la descarga,mediante unos cilindros hidráulicos.

Este tipo de unidades no puede usarse en carretera yaque sus dimensiones y pesos superan los límites >oooestablecidos.

Normalmente, estos vehículos son de dos ejes, uno de = 2500dirección y otro motriz con ruedas gemelas, aunque en oel caso de los volquetes de 350 tons. se dispone de LQUETEtres ejes , de los cuales los traseros son motrices, Fig. 1.

,• DESCARGA POR EL-N-0O

CAPACIDAD (t)

O O

Figura 3.- Correlación entre potencia y capacidad.

En los volquetes de dos ejes, el eje delanterosoporta aproximadamente el 47% del peso neto dela unidad y el 32% del peso total cargado, mientrasque el trasero lo hace con el 53% y el 68% de lospesos respectivamente.

Los radios de giro mínimos oscilan entre 1,1 y 1,2h Y.. veces la longitud total de los volquetes.

`- - Las capacidades varían desde las 30 hasta las 320f `. t, disponiendo de sistemas de transmisión mecáni-

cos y eléctricos.Figura l- Tipos de volquetes mineros de dos y tres eles.

Las características básicas más importantes de estasunidades son: 2.1.2. Volquetes con tractor remolque

- Relación entre la carga útil y el peso neto de Estos volquetes se construyen con una unidad tractoraaproximadamente 1,45 t/t. Fig. 2. de uno o dos ejes, con un enganche tipo yugo que

oscila en los cuatro sentidos, Fig. 4.- La potencia media en caballos por tonelada de

capacidad del orden de 10,5, Fig. 3. Son unidades que tienen muy buena maniobrabilidad,pudiendo girar 90° en cualquier dirección y con un radio

- La altura media de carga oscila entre 3 y 5,5 m. de giro muy pequeño.

250

Construcción de unidades de dos y de tres ejes.Los volquetes con dos ejes presentan mayor simpli-cidad, mientras que los de tres ejes poseen unamenor anchura, soportan un mayor peso sobre eleje trasero, disminuyendo la transmisión de esfuer-zos sobre la articulación. En el caso de tres ejes lasruedas motrices son las delanteras y las centrales.

Figura 4.- Volquete con tractor remolque.

Las características básicas de estos equipos son:

- Menor relación potencialpeso. A ) l- Menor inversión inicial.

- Menor consumo específico de combustible.- Se dispone de un mayor número de neumáticos y

el peso de la carga del vehículo puede distribuirsemejor, dando lugar a una mayor duración.

- Son más adecuados que los volquetes conven-cionales para transpo rtar a largas distancias. Figura 6.- Diseño de ejes motrices con cilindros de suspensión

interconectados.

2.1.3. Volquetes a rticulados

Un tipo de volquetes muy extendido, a partir de ladécada de los 70, en las obras de movimiento de tierray minas de materiales muy blandos, son los articulados,Fig. 5, que se caracterizan por:

Figura 5.- Volquete articulaco.Figura 7.- Giro de un volquete articulado.

- Tracción a todas las ruedas. 2.2. Camiones de descarga lateral-- Diseño de los ejes motrices de forma que se Estas unidades son también remolcadas. El bas-

asegura el contacto de todas las ruedas sobre el culamiento se realiza mediante un sistema de gatosterreno, transmitiendo muy pocos esfuerzos al chasis hidráulicos alojados debajo de la caja, entre los lar-delantero y trasero. gueros del bastidor.Para lograr igual carga por eje y conseguir uncontacto de los neumáticos con el suelo, en cual-quier estado de la pista, estas unidades llevan unsistema de suspensión con cilindros interconectados, 2.3. Camiones de descarga por el fondoFig. 6. Constan de un tractor de tiro, tipo tractor-remolque, deArticulación que proporciona una gran maniobrabi- tres ejes o de chasis rígido con dos ejes, Fig. 8.lidad con pequeños radios de giro. Fig. 7. La descarga se efectúa por medio de gatos hidráulicos,Altura de carga menor que en los volquetes conven- accionando la apertura mediante un dispositivo decionales para la misma capacidad. pestillo.

251

W -HUI,

c=a

Figura 6 - Tipos oe camones con descarga por el fondo ,

�1�. w _ �,. 'a ��?. _ � � `� ~•T��v• ��•�.��'.•�fi��`�� r, ♦

�`y�3�Z�,i,R.�RiIt'r�R.aSi

-ga:e► }t. i F `P^i A_� '�C4' Zx�� %�f `�1r `it +� 4.1

Foto 2.- Camión de descarga por el fondo destinado al transpo rte de carbón.

252

Las características básicas de estas unidades son : 3 . Características generales y de- Relación carga útil a peso neto de aproxima- diseño

damente 1,7.- Potencia media en caballos por tonelada del orden En este apartado se describen los principales com-

de 8. ponentes estructurales de un volquete minero, tales- Altura media de carga entre 3 y 5 m. como motores y transmisiones , bastidor , caja, suspen-

- Capacidades de transpo rte entre 70 y 180 t.sión , frenos, etc.

2.4. Unidades especiales 3.1. Motores y transmisionesPara el transpo rte de carbón u otro mineral de bajadensidad se han desarrollado algunos equipos , con Los motores que montan los volquetes son diesel,cajas de gran volumen , y algunos con dispositivos generalmente , turboalimentados y con postenfriador.especiales para aumentar la maniobrabilidad.

El Coalpack de Wabco, Fig. 9, combina características El turbo eleva el caudal de entrada de aire, lo que

volquetes y de lcamioness de descarga por el permite elevar la alimentación de gas-oil y , en con-de los voolq tienenlos

mejorcamiones de

para remontarpor

el secuencia , la potencia . El postenfriador permite que lafondo. inyección derendimiento

aunandimiento

temperaturapendientes y mayor tracción que las unidades de igual adecuada,ese aire

mejora elhaga

capacidad y proporcionan una distribución de cargas energéticopotencia del motor.

similar a la de los volquetes tradicionales , con unaelevando

ll

lapque

rápida evacuación del material como en las unidades de Se suelen utilizar inyectores independientes que, me-descarga por el fondo . diante las bombas que dosifican el combustible, lopresurizan y lo inyectan por separado , y son capacesde atomizar la cantidad precisa del mismo en loscilindros . Estos sistemas no requieren ni ajustes nicalibrados , y las bombas de carrera constante y losinyectores se pueden reemplazar individualmente si haynecesidad.

-----�_ f Para mayor profundización se aconseja leer el Capítulo19 dedicado especificamente a motores diesel.El mercado actual de volquetes ofrece, en cuanto a

Figura 9.- Modelo Coalpack de 170 t (wasco) transmisiones se refiere , las siguientes posibilidades,Tabla II.

La empresa americana Kress Corporation dispone decamiones con descarga por el fondo con cuatro pares TABLA IIde ruedas gemelas , pudiendo las delanteras girar hasta90° en ambas direcciones , de forma que es posible Capacidad del volquetecompletar un giro de 180° en tan solo un área de 16 M. Tipo de transmisiónde anchura , Fig. 10. (t)

< 100 Mecánico

100 - 180 Mecánico o eléctrico

> 180 Eléctrico

• F3.1.1. Transmisión mecánica

1 Las características de los volquetes de transmisiónmecánica son las siguientes:

Transmisión totalmente automática diseñada paraminimizar los impactos en la línea de accionamien-to, lo que proporciona un mayor confort del opera-dor y reduce los esfuerzos de tensión sobre loscomponentes.

Figura 10 .- Camión con descarga por el fondo capaz de girar180' con el giro de los pares de ruedas delanteras - De tres a seis marchas hacia adelante y una hacia(KRESS CORP.) atrás.

253

Transmisiones fabricadas para una duración de El conve rtidor de par, a su vez , está formado por tres5.000 a 8 . 000 h antes de ser reconstruidas o reem - elementos : la turbina , la bomba y el estátor.plazadas.

Las funciones del convertidor son:Convertidores de par capaces de proporcionar altospares de arranque y constituidos por tres componen- - Multiplicar el par disminuyendo el régimen de giro.tes.

- Actuar como un embrague evitando el montaje de- Retardadores hidráulicos para disminuir las necesi - uno convencional que precisaría tener grandes

dades de frenado . dimensiones.

- Ejes de los mandos finales con duraciones entre - Cumplir los cometidos anteriores manteniendo un15.000 y 18 . 000 h . régimen de giro constante en el motor sin que las

variaciones de carga , es decir, de par resistente, se- Diferenciales con vidas en servicio superiores a transmitan al motor.

12.000 h.Los motores de los volquetes trabajan a gran velocidad

- Mandos finales para reducir los esfue rzos de torsión de marcha, y consecuentemente existe gran inercia, y aen los ejes y diferenciales y con duraciones entre un número de revoluciones del motor variable, mientras18.000 y 20 .000 h . que las palas de ruedas y los tractores trabajan a muy

poca velocidad de marcha y a un número determinado- Rangos de reducción motriz entre 17:1 y 28:1. de revoluciones del motor . La peculiaridad de este

trabajo obliga a disponer en la transmisión de un altopar en los momentos de arranque , pues es una gran

Los principales componentes de una transmisión mecá- carga la que hay que acelerar y, sin embargo, lanica son : el conve rtidor de par, la caja de cambios , el relación ha de ser lo suficientemente alta como paradiferencial y los mandos finales, Fig. 11. permitir una velocidad de marcha elevada.

1.. Ventilador.

JJ

2. Motor.

3. Eje de salida.

4. Eje propulsor.

5. Bomba de refrigeración de frenos.

�- e 6. Bomba de control del diferencial.

" 7. Convertidor de par.

8. Servotransmisión.

la c - rC� s 9. Neumáticos.10. Mandos finales.

r�1+ �I 11. Freno de disco.

12. Palier.

gro , e 13. Engranaje cónico.

14. Engranaje diferencial.

t6�sr 15. Freno de aparcamiento.

16. Eje propulsor.

17. Bomba del conve rt idor de par.18. Bloqueo del embrague.

�! 9

I Ilpll • � 4Pd � _

IwNI Picli

lt 13 12 11

Figura 11.- Configuración de una transmisión mecánica (KOMATSU).

�sn

Se puede apreciar que en los volquetes el convertidor determinado punto el acoplamiento directo se mantiene,de par se revela útil en los primeros momentos del con lo que, hasta que está el volquete circulando a muyarranque , inversiones de marcha para la realización de baja velocidad se está aprovechando la capacidad demaniobras y, en general , en todo momento en que la frenado del motor.velocidad de marcha del equipo sea baja, ya que enesos periodos la multiplicación del par efectuada por el Se puede decir que la transmisión es TORQFLOW hastaconvert idor es bastante notable . que el eje de salida del conve rtidor adquiere un deter-

minado régimen de giro, y a partir de ese punto laPero cuando la velocidad es alta , siendo como es el transmisión funciona como HYDROSHIFT.trabajo del volquete un trabajo continuo , sin sobrecargasrepentinas , las ventajas del convertidor desaparecen , Las cajas de cambios de los volquetes son de engrana-mientras se echan en falta las cualidades de una jes planetarios similares a las de otras máquinas, perotransmisión directa . suelen disponer de 6 velocidades hacia adelante y 1

hacia atrás.Estas cualidades son:

Las cajas son actuadas hidráulicamente ( Power-shift),- No existe pérdida de energía por calentamiento del estando extendido el empleo del cambio automático.

aceite del convertidor.En aquellos modelos cuya caja no es automática existe

- Un acoplamiento directo permite que el motor del un interruptor que permite optar por un funcionamientovolquete colabore en el frenado de la máquina, de la transmisión con el conve rtidor abie rto en todocomo sucede en un camión convencional al bajar momento o bien con la posibilidad de que funcione eluna pendiente . cierre del convertidor cuando la marcha del equipo

supere esos momentos de poca velocidad que se dan,Este último aspecto , de enorme impo rtancia al tratar de como se decía , en la arrancada o en el tramo final decontrolar los descensos con un gran tonelaje a alta la frenada.velocidad, es lo que obliga a disponer de un mecanismode cierre del conve rtidor cuando la velocidad de la Si la caja es manual, aparte de la selección que elmáquina supera un cie rto valor ( por ejemplo, 1.500 operador ha de hacer sobre el funcionamiento delr.p.m. en el eje de salida del convertidor en el arranque conve rtidor , debe actuar sobre la caja, cambiando dey 1.100 r . p.m. en el frenado ). relaciones , para lo que se ayudará del cuentavueltas.

Es decir , de esta manera se aprovechan las ventajas Si la caja es de funcionamiento automático, el manejodel convertidor de par mientras éste es útil, anulándose es más sencillo , pues el operador tan sólo tendrá quea continuación para así disponer de las grandes ven- actuar inicialmente seleccionando una de las cincotajas que de cara al frenado ofrece la transmisión posturas de la palanca , por ejemplo:directa , Fig. 12.

N (neutra)

R (retroceso)

1 (actúa la 11 velocidad)

- - - 2 (actúan la 211 , 3$ y 4$ velocidades)

3 (actúan la 2 í' , 3$, 4$, 59 y 69 velocidades)

ARRANQUE ACOPLAMIENTO DIRECTOEn cuanto al grupo diferencial , salvo su robustez, no

Figura 12.- Actuación del conve rt idor en el arranque y tiene ningún elemento especial digno de mención si seacoplamiento directo en las marchas largas . compara con los de los equipos convencionales. Sola-

mente cabe decir que el diseño de los engranajespermite que el volquete no quede atascado en caso de

El mecanismo de cierre en sí, actúa hidráulicamente firmes embarrados.cuando el número de revoluciones del eje de salida delconvertidor adquiere un determinado valor , y consiste en Los mandos finales reducen la velocidad del tren motrizun pistón que empujando unos discos de fricción hace y multiplican el par mediante un pequeño piñón ogirar solidarias a bomba y turbina del conve rtidor , con engranaje central que acciona otros engranajes máslo que se logra el acoplamiento mecánico . grandes . Son del tipo planetario con el objeto de reducir

las cargas.De esta forma , en la bajada de una rampa , aunque eloperador lleve el pedal del acelerador suelto , mientras Los mandos finales y los frenos van alojados en unael régimen de giro del eje de salida del convertidor, carcasa parecida a un tambor , quedando protegidos delconectado mecánicamente a las ruedas , no baje de un polvo y la suciedad.

255

II

3.1.2. Transmisión eléctrica PUNTO DE SUSPENSIONDELANTERA 4 3 2 1

Como consecuencia de la demanda de potencia pararesponder a los aumentos de producción de las minas 2 3 4a cielo abierto, en 1963 la compañía americana GeneralElectric Co. fabricó el primer volquete con el sistema detransmisión eléctrica. En la Fig. 13 se representa una deestas unidades.

BLOQUE DERESISTENCIAS

CONTROLES f I -7

7 8 9 1O PUNTOS DE 5 8SUSPENSION TRASERA

RADIADOR 1 PIÑONES PLANETARIOS 6 PIÑON CENTRAL��_��_� DEL MOTOR ( 4 POR GRUPO ) 7 SOPORTE DEL PLANETARIO

2 CORONAS DENTADAS O ENGRANAJES PRINCIPALES3 RUEDAS 9 ALOJAMIENTOS DE MOTORES4 EJES DE TRACCION

MOTORES 5 PIÑONES DE MOTORES 10 MOTORES DE TRACCIONELECTRICOS DE TRACCION

MOTOR-GENERADORFigura 14.- Disposición de los motores con respecto a los

Figura 13.- Volquete con transmisión eléctrica. neumáticos.12

Los componentes principales de estos equipos son los constante. Durante el frenado, cambia la conexión elsiguientes: generador primario; la energía producida se disipa a

través de un bloque de resistencias enfriadas por aire.- Un generador de corriente continua de hasta 1.000 El valor de esa resistencia determina la caída de tensión

HP y alternador rectificador para las unidades de en el circuito del motor durante el frenado y, por lomayor potencia. La vida de esos generadores oscila tanto, la velocidad del vehículo, constituyendo estaentre los 12.000 y 20.000 horas, y son fabricados operación el frenado dinámico, Fig. 15.por General Electric, Westinghouse y RelianceElectric. CONEXION DE AVANCE

- Sistema de control de estado sólido.

- Sistema de refrigeración para disipar el calorgenerado en las resistencias durante la utilización Mdel freno dinámico . 0 GC JEC

- Motores de corriente continua en cada rueda o en me Mccada eje para los volquetes de mayor tonelaje. Losmotores pueden ser de alto par y baja velocidad ode bajo par y alta velocidad. Las vidas en servicio CONEXION DE FRENADOde estos componentes oscilan entre las 15.000 y18.000 h.

- El módulo motor que incluye los engranajes dereducción y el freno. MC M e M

- Los soplantes para los generadores y motores.

Durante el desplazamiento de los volquetes, los motoresque se encuentran montados en el interior de las llantastraseras, Fig. 14, van conectados en paralelo al generador.

El generador es excitado separadamente por unaexcitatriz que a su vez se encuentra conectada a unabatería.

El campo del motor está en serie con la armadura, lo Figura 15.- Esquemas eléctricos durante el avance y el trenadoque proporciona unas características de potencia de un volquete.

`) ra

Las principales ventajas de la transmisión eléctrica son: 3.3. Caja

Máxima utilización de la potencia del motor en todo Las cajas de los volquetes están construidas de plan-el rango de velocidades. chas de acero de alto límite elástico (1.300 MPa) que

proporcionan una elevada resistencia a los impactos yFrenado dinámico. al desgaste.

Simplificación de la operación. Las vigas de refuerzo son huecas de sección rectan-gular, Fig. 17, por las cuales circulan los gases de

Mayor fiabilidad. escape para producir el calentamiento de la caja y asíevitar la adherencia del material cuando está húmedo oes arcilloso.

3.2. BastidorDectivr "Ocie e,

El bastidor principal o chasis es la espina dorsal del f.elte de 7.6'volquete, y está construido con elementos de acero de DeC, , e de er

alta resistencia capaces de soportar los importantes d la, ,dr•dtó

esfuerzos de torsión, flexión e impactos de los numero-sos

/ �, tdt•.d,•=fciclos de carga, acarreo y descarga.

Tiene una sección en forma de caja y una estructurasoldada y reforzada. Consta de dos vigas cajón prin-cipales, firmemente unidas por un parachoques delantero -- -----�-integral, un travesaño bajo el bastidor para que se unaa los montajes de los cilindros de suspensión delante

e.t.emo t.nx roros, un travesaño sobre el bastidor principal que soporta con ae cl ,r• de 160

la parte delantera de la caja y sirve de montaje a laplataforma de conservación y cabina, y un travesaño Figura 17.- Caja de un volquete (CATERPILLAR).tubular que absorbe las cargas de empuje y un trave-saño trasero que soporta los cilindros de suspensión y El fondo de la caja y la sección longitudinal es en formapivotes de la caja. de "V", de manera que el centro de gravedad de la

carga queda lo más bajo posible para incrementar laestabilidad. El declive hacia adelante proporciona unaexcelente retención de la carga, aún al subir pendientes,

Tubo transversal de chasis Pivotes mientras que los declives desde el fondo de la cajaTravesaño

de la cata hacia las paredes laterales desvían las fuerzas de losimpactos de carga, centran el material en la caja y

Sección de plataforma bajan el centro de gravedad, como ya se ha indicado.de mantenimiento

En cuanto al sistema de vuelco, éste suele ser elconvencional con vuelco trasero mediante la elevación

r Pivotes de con cilindros hidráulicos, generalmente, dos.c~os desuspen

s& traseros Con el fin de reducir el efecto de los impactos durante

la carga y los desgastes por abrasión, se han hechointentos de revestir las cajas de los volquetes concauchos especiales. La experiencia demostró que los

Pivote de cilindro deSoporte de resultados no eran del todo satisfactorios, y en lata cabina levantamiento de la ca la actualidad se ha llegado a algunas cajas especiales en

Parach°gtres~eco las que se sustituye el fondo de la misma por un

colchón de caucho soportado por un entramado deSoporte del motor montaje de cilindro de suspen~ipn delantero elementos elásticos anclados en los lados de la caja.

Figura 16.- Bastidor de un volquete. En la Fig. 18 puede verse un esquema de colocacióndel caucho en las denominadas "Cajas colgantes".

La resistencia de los aceros de las secciones suele ser Las principales ventajas de este tipo especial de cajasde 6.500 kPa, y la de las secciones fundidas de 5.000 son:kPa. Los aceros utilizados, de composición de granofino, además de tener una alta resistencia a los impac- - Ahorro de peso de la caja en varias toneladas.tos soportan muy bien las bajas temperaturas ambien-tales, y presentan una gran facilidad de reparación sin - Incremento de la carga útil.requerir técnicas especiales de soldadura. - Mejora en el consumo de combustible

257

u,

__________

__________________ _____

• ( _____ : !

:'f ,:j ;Á IL

Los sistemas de suspensión deben ser simples, durade-ros, eficaces y de fácil mantenimiento.

Además de la amortiguación proporcionada por lospropios neumáticos, básicamente se emplean tressistemas de suspensión: ballestas o muelles de acero,amortiguadores de goma y cilindros hidroneumáticos.

001,

A. Resortes de acero

Este grupo está integrado por las ballestas, muelles deacero, etc, que deben estar sometidos a una grantensión para que sean efectivos. Esto hace que losmateriales estén sujetos al fenómeno de fatiga. Estesistema de suspensión utilizado en volquetes mineros secaracteriza por su robustez, gran peso y poca toleranciade oscilación. Cuando se produce su rotura, general-mente, se paraliza el transporte y la sustitución consumegran cantidad de tiempo.LSu uso es cada día menor, y se centra primordialmenteen los volquetes antiguos con capacidades inferiores alas 75 toneladas.

B. Suspensión de goma

' •«, , La goma o el caucho no se pueden considerar como unresorte muy eficiente, pero son capaces de disipar de

. �: �. forma controlada la energía almacenada. Estos produc-tos se han fabricado para que sean autoamortiguadoresen un 50% aproximadamente, y no requieren un sistemaauxiliar de absorción de choques.

La unidad de suspensión consiste en una columna dediscos de goma unidos a piezas de metal, Fig. 19. Enorden a proporcionar una curva carga-compresiónidónea, una columna secundaria de goma recibe elesfuerzo de carga cuando la columna principal se

Figura 18.- Caja colgante. encuentra en estado de compresión total. Aunquevirtualmente el mantenimiento no existe, se debenreemplazar cuando se encuentran deterioradas, lo cual

- Mayor vida de la armadura de la caja al reducirse se supone que ocurre cuando se superan las 25.000los impactos. horas de trabajo.

- Eliminación de la tendencia a adherirse a la caja dealgunos materiales. C. Cilindros hidroneumáticos

- Mejores condiciones de trabajo del operador alreducirse los impactos y el ruido. Conceptualmente, este sistema consiste en un robusto

cilindro rígidamente unido al bastidor y un pistónanclado mediante otro bastidor a las ruedas. Alencontrarse un bache o impacto de carga, el pistónentra en la caja del cilindro comprimiendo el nitró-

3.4. Suspensión geno y absorbiendo la fuerza inicial del impacto. Almismo tiempo, el aceite es lanzado a la cámara de

El sistema de suspensión de un volquete minero no sólo compresión a través de orificios y de una válvula dedebe absorber las oscilaciones y vibraciones causacas retención unidireccional especial, Fig. 20. A medidapor las desigualdades del terreno, sino que tamoién que pasa el, impacto, el nitrógeno se expande, eldebe amortiguar los golpes durante la carga y distribuir pistón regresa a su posición original y la válvula deel peso de ésta sobre los neumáticos. Proporcioran, retención limita el flujo de aceite de retorno amor-por un lado, estabilidad al vehículo y, por otro, confort tiguando el salto del cilindro. Los cilindros puedenal conductor. amortiguar varios choques simultáneamente.

259

CASQUILLO

VARILLA CILINDRO INT.Nmógeno

GUTACILINDRO M. O O

JAMOR

LL A O OCARGAA

0 O

BASTIDOA" CASQUILLO Camara deamofuGvar,on

ti O O

Cala de( O O1 dhndr0j �rr

ARBOL

BRAZOOE Vástago

DIRECCIONMRAORÉBÓTES

Figura 19 .- Amortiguador de goma . Figura 20.- Amortiguador hidroneumático.

El anclaje de los amortiguadores puede realizarse 3.5. Frenosdirectamente, o a través de puentes articulados, redu-ciéndose los impactos en este último caso de forma El sistema de frenos de que van provistos los volquetesmás efectiva, Fig. 21 . es esencial, pues deben soportar frenadas prolongadas

al bajar pendientes mientras van totalmente cargados.En algunos modelos se dispone conjuntamente depuentes articulados en las rótulas situadas en el chasis Los sistemas de frenado , se componen de:y barras posicionadoras que facilitan el mantenimientode la horizontalidad del cuerpo de los volquetes , debido - Frenos de servicio.al cinematismo de los mismos , a pesar de su circulación - Frenos de emergencia.por terrenos irregulares . - Frenos de estacionamiento.

Retardador.Otros tipos de amortiguadores que se están desarrollan-do son los que utilizan líquidos , siliconas , con o sin un En lo referente a los diseños de los frenos , Fig. 22,gas, como el helio. éstos pueden ser:

e

I¡ o

� l e ;l a

b)

Figura 21 .- Sistemas de anclaje en los amortiguadores en el eje delantero y trasero de un volquete.

260

SV'DISCOS MULTIPLES ZAPATAS DISCO SIMPLE

Figura 22.- Tipos de frenos.

A. De discos múltiples . Autoajustables y en baño de En el eje que une el convertidor y la transmisión mon-aceite, que es enfriado por medio de un refrigerador tan una turbina que gira en vacío dentro de una cajade agua. estanca. El eje del convertidor, la turbina y la trans-

misión siempre giran solidarios.B. De zapata. Están constituidos por unos resortes y

unas zapatas que al expandirse actúan sobre la Cuando se acciona el retardador, se da entrada alsuperficie interna de un tambor cilíndrico. aceite del circuito convertidor-transmisión en la caja en

la que está la turbina que giraba en vacío.C. De disco simple . Con un conjunto de pinzas que

actúan sobre un disco solidario del eje. Al tener que seguir girando ahora ya dentro de una cajallena de aceite sufre un frenado en su velocidad de giro, fk

El mecanismo de accionamiento de los frenos de frenado que aprecia la máquina en su velocidad deservicio está constituido, en la mayoría de los volquetes, marcha. El aceite que se introduce en la caja espor un pedal que actúa sobre circuitos independientes derivado a un refrigerador.de aire a presión, uno por cada eje, actuando éstos asu vez sobre sendos circuitos hidráulicos, así mismoindependientes, a través de cuatro bombines, uno por 3.6. Dirección y sistemas hidráulicoscada rueda, de forma que si falla alguno de ellos la otrarueda de ese eje actúa de freno. La dirección es totalmente hidráulica, llevándose a cabo

la última acción mediante dos cilindros hidráulicosEn algunas marcas existe la posibilidad de anular los gemelos de doble acción independiente.frenos delanteros, pero en la mayoría los frenos deservicio actúan siempre sobre los dos ejes, como ya se Estos cilindros hidráulicos están insertos dentro delha indicado. sistema hidráulico general que agrupa los cilindros de

elevación de la caja y cuyo aceite atraviesa los discosEl sistema de frenos de emergencia consiste en la traseros de freno refrigerándolos.aplicación de los frenos de servicio, generalmente conlos de aparcamiento. en caso de caída anormal de Este sistema hidráulico general es independiente de losPresion del aire comprimido. dos circuitos autónomos y estancos que actúan sobre

los frenos delanteros y traseros.En cuanto al sistema retardador consiste en actuar defor--a modulada sobre los frenos traseros de servicio, El sistema hidráulico se activa por medio de una o dosque al ser de discos múltiples y refrigerados por aceite, bombas en paralelo, según los fabricantes, que estánpe-•iiten una operación continuada con seguridad. En funcionando siempre, tanto para girar la dirección comoa';...•ios modelos el retardador también actúa sobre la para levantar la caja. Si se dispone de dos bombas ytra ,misión automática, permitiendo apurar más las hubiese avería en cualquiera de ellas, la otra siemprema•:nas sin que se realice el cambio a una velocidad puede alimentar la dirección, aunque no podrá entoncess; :prior y, por otra parte, adelantando el punto normal levantar la caja.de entrada de una marcha corta. Esto incrementa lac:..:. idad de frenado del motor. Por otro lado, la transmisión dispone de otra bomba y

circuito totalmente independiente que mantiene el flujoA':-nos modelos disponen del sistema denominado de convertidor, caja de cambios y refrigerador.fre t� al convertidor o "Torgmatic", que es un frenodi".arnico situado entre el convertidor y la transmi- Los cilindros hidráulicos de la dirección actúan sobre el

mecanismo direccional por medio del varillaje corres-

261

TUBERIASDE ACEITE

CHARNELATIRANTE DEACOPLAMIENTO

PALANCA

VALVULADIRECCIONAL

' CILINOR - VARILLA

VOLANTE

CILINDRO

Figura 23.- Sistema hidráu lico.

pondiente , estando protegido todo el sistema por el 3.8. Cabinatravesaño frontal del bastidor.

La cabina es el puesto de trabajo del conductor , siendoComo dirección de emergencia , algunos fabricantes criterio universal el que esté diseñada para proporcionardisponen un motor eléctrico que activa a su vez la visibilidad y confo rt durante la operación.bomba hidráulica de dirección capaz de actuar loscilindros de dirección, aunque el motor se pare de formafo rtuita en plena marcha . Al ser activada esa dirección Los componentes más impo rtantes , Fig. 24 , además delpor un motor eléctrico , puede ser operada siempre que volante , dentro de la cabina son:la batería tenga carga , aunque el motor diesel hayasufrido una avería . - Pedal del acelerador.

En algunos volquetes la dirección auxiliar no existe - Pedal del freno.como tal, sino que el circuito hidráulico de la direccióntiene un acumulador que en caso de avería fo rtuita - Palancas del retardador y del freno de emergencia.permite la operación sobre los cilindros hidráulicos dedirección , aunque solamente tiene capacidad para dos - Palanca de accionamiento del basculante.vueltas de volante, por lo que no se podría utilizar estemecanismo de emergencia más que para apartar el - Palanca de cambios.vehículo , Fig. 23.

- Consola de controles.

- Consola de control de la transmisión.3.7. Ruedas

- Asiento con suspensión ajustable y cinturón deConstituyen el último eslabón de la transmisión y, por seguridad.tanto, en ellas se convie rte el par en fue rza de tracciónsobre el terreno en contacto con el neumático . - Calefacción/aire acondicionado.

En general , cuanto más pequeño es el diámetro de las - Limpiaparabrisas.ruedas mayores son las fuerzas de tracción , aunqueexiste un valor máximo , que no se puede superar , - Sistema de verificación electrónica.función del peso por eje y del coeficiente de tracciónque depende del tipo de terreno . - Cabina de acero con diseño ROPS.

262

volante de dirección control del freno control del tablero delalmohadillado , ajustable secundario retardador sistema monitor

1Flis

controles de airecontrol de la señal de dirección palanca acondicionado yy de luces de emergencia de cambios deflectores del flujo

Figura 24.- Interior de la cabina de un volquete.

4. Aplicaciones La selección entre los diferentes tipos de unidades sedebe realizar en función de las características de la

Los volquetes se emplean como unidades de transporte operación que se vaya a llevar a cabo.en las explotaciones mineras convencionales y en losmovimientos de rocas y tierras en obras públicas.

A. Volquete convencionalEn la Tabla III se indican algunos de los factoresoperacionales más frecuentes en distintos sectores - El material a transportar es grueso y con granulome-mineros y de obras públicas. tría variable, como la roca volada.

TABLA III

Factor operacional Obras públicas Canteras Minería metálica Minería sedimentaria

Material Rocas y suelos Calizas, granitos, Mineral de hierro, Carbón, fosfatos, etc.arenas, gravas cobre, uranio, etc.

Pendiente 0 + 5% 6-10% 6-10% 3-5%de tajo a planta extracción de corta exterior mina

Resistencia ala rodadura 3-10% 2% 2% 3-4% interior mina

2% exterior

Distancia detransporte 1,5-8 km 0,3-1,8 km 1,5-3,6 km 5-8 km

263

- Se producen impactos durante la carga. El llenado de la caja puede efectuarse mediante palas- Se precisa remontar fue rtes pendientes . de ruedas , excavadoras hidráulicas , excavadoras de

cables , rotopalas o minadores continuos . En cada caso,- Se requiere rapidez de colocación y maniobrabilidad el volquete se estaciona de forma que la máquina de

en áreas poco amplias. carga consiga su máxima efectividad y rendimiento.

Se necesita selectividad para transpo rtar distintasclases de material . Si las unidades de transpo rte están bien dimensionadas.

se debe conseguir la carga de éstas con máquinas cícli-cas con un número de cazos comprendido entre 3 y 5.

S. Volquetes con tractor remolqueEl ciclo de transpo rte incluye periodos de aceleración y

- Se requiere gran maniobrabilidad. de frenado , y desplazamientos con una velocidadmantenida que es función de las condiciones de la pista.- Se opera en pistas horizontales y con poca pen- tráfico , tracción disponible del vehículo y longitud dediente . transpo rte.

- Se necesita una gran flotación de los neumáticos.

Las longitudes de transporte son grandes . Dependiendo del diseño de la caja , la descarga consiste- El motor térmico es igual al de otros equipos de los en el vertido de la carga sobre el borde de una es-

que se dispone . combrera , en una tolva o sobre un emparrillado o grizly,Fig. 25. Las maniobras que son necesarias puedenvariar en cada caso.

C. Volquetes articulados

- Se precisa una gran maniobrabilidad . ARFA DEMANIOBRA

- Las pistas de transpo rte están en muy mal estado . ,----> V CARGA

- Las condiciones meteorológicas son muy adversas . 2 G Fm cs , CARRIL- Se utilizan unidades de dos ejes con materiales

duros y volquetes de tres ejes con pistas blandas y _____ APEA DEDESCARGAmateriales de tipo medio.

D. Camiones de descarga por el fondo - �;

- El material a transportar está bien fragmentado , espoco abrasivo y fluye fácilmente . Y �+ EMPARRILLADO

- Las pendientes no exceden del 3 al 5%, permitiendoESCOMBRERA TOLVA

una gran velocidad de marcha.

- Se requiere una gran flotación de los neumáticos. Figura 25.- Ciclo de operación típico de un volquete- Las distancias de transpo rte van de medias a gran-

des. El retorno al punto de carga con el volquete vacío se- La descarga debe hacerse durante la marcha . produce a mayor velocidad e incluye la maniobra de

posicionamiento junto a la máquina de carga.

Las áreas de vertido y carga deben prepararse de formaque las maniobras a realizar por los volquetes sean lomás simples y cortas posible , con el fin de obtener

5. Práctica operativa buenos rendimientos y condiciones seguras de opera-ción.

Las operaciones básicas que se realizan con los En el caso del ve rtido de estériles en escombreras, éstevolquetes son : podrá llevarse a cabo directamente sobre el borde del

talud, requiriéndose un posicionado cuidadoso y general-- Recepción de la carga sobre la caja. mente bajo la supervisión de un peón , o descargando el- Transpo rte al punto de ve rtido . material en montones próximos al borde y que, poste-

riormente , un equipo auxiliar empujará . Este últimoDescarga del material . procedimiento es más seguro y requiere tiempos de- Retorno al punto de carga . maniobras más reducidos.

264

- Horas en operación por relevo, totales y efectivas yretrasos previsibles en la operación.

. �I- Número de relevos por día, semana y año.

- Porcentaje de absentismo laboral, etc.?

I I ,_ 1 11.

B. Características del material a transportar

- Densidad in situ y suelto.- Coeficiente de esponjamiento.

- Granulometría, tamaños máximos y mínimos.�_ - - Dureza, textura y abrasividad.

I - Facilidad de carga y pegajosidad del material.

C. Condiciones ambientales

- Efecto de la altitud sobre el rendimiento de losmotores.

- Efecto de la temperatura ambiente sobre la refrige-de los motores, duración de los neumáticosración

y características de los aceites lubricantes.

- Efecto de las lluvias y heladas en las superficies derodadura y en la velocidad de transporte.

D. Características de las pistas de transporteFoto S.- Volquete descargando el mineral en la trituradora

primaria. - Longitudes y pendientes de cada pista. Si no seconoce esta información se requieren al menos:las cotas de los puntos de carga y descarga,distancia entre ellos y datos generales de la

3. Consideraciones de selección topografía.

=1 proceso de selección de un volquete se puede dividir - Descripción general de las pistas: anchuras, radios

an las siguientes fases:de las curvas, resistencia a la rodadura, calidad deconstrucción: cunetas, drenaje, pasos de agua,

Definición de las características básicas.peraltes, pistas de frenado, bombeo, etc.

Selección del modelo. - Equipo de mantenimiento y construcción asignado alas pistas de transporte: motoniveladoras, cisternasde riego y compactadores.

6.1. Definición de las características bási-cas E. Carga

La primera etapa consiste en obtener la máxima - Amplitud de la zona de carga y estado del piso.información sobre las características de la operación:- Equipo de carga: tipo de máquina cíclica o continua,

tamaño de cazo, altura de descarga, alcance e

A. Producción requerida y datos laborables de impactos durante la carga.

organización - Coeficiente de disponibilidad y utilización del equipo.

- Producción anual, mensual, diaria y horaria para - Unidades auxiliares asignadas al equipo de carga,cada tipo de material transportado. por ejemplo tractor de orugas.

265

E. Descarga

- Lugar donde se efectúa la descarga: tolva, escom- 2 1brera, emparrillado, etc. 1:1

- Amplitud de la zona de descarga y estado del piso.AL RAS

- Eficiencia de los equipos auxiliares y su influencia ��.\sobre la descarga. ~��y

F. Varios O O

- Existencia de otras unidades de transporte.Figura 26.- Capacidad volumétrica de un volquete con la carga

- Infraestructura de la zona, preparación de la mano colmada 2:1 (SAE).

de obra, etc.Para tener en cuenta los diferentes tipos de material a

- Vida del proyecto. transportar los fabricantes ofrecen generalmente tres

A continuación, se podrán definir las característicastipos de cajas, Tabla W.

básicas de las unidades de transporte.

- Tipo de unidad. TABLA IV

- Capacidad de la caja.Tipo de material Densidad Tipo de caja

- Capacidad de carga del volquete.

- Potencia. Carbón 0,9 Vm' Caja de gran volumen

- Tipo -de accionamiento.Recubrimiento , caliza 1 ,6-1,8 Vm' Caja estándar

Minerales metálicos 2,2 Vm' Caja de roca

6.2. Selección del modelo Se puede estimar la capacidad de la caja del volqueteen función del tamaño de cazo "C" en m' de la máquina =de carga cíclica: excavadora hidráulica, de cables o pala

6.2.1. Tipo de unidad y del tipo de material, Tabla V.

Las unidades más empleadas son las citadas anterior-mente. TABLA V

- VolquetesTipo de material Blando Medio Duro Muy duro

• Convencionales

• Con tractor remolque r Capacidad caja (m) 3,3.5,5C 3-5C 2,5-4C 2-3.5C

• Articulados Las características que deben ser tenidas en cuenta en- Camiones de descarga por el fondo la selección de la caja son, además de la capacidad, las

siguientes:- Unidades especiales.

- Estructura de la caja.En el epígrafe 6.1 ya se han indicado los criterios de - Tipos de revestimiento.selección básicos de las distintas unidades.

- Forma de la caja y retención de la carga.- Reparto de la carga sobre el bastidor.

6.2.2. Capacidad de la caja - Altura de carga.

La siguiente etapa consiste en la elección del tamañode la caja. 6.2.3. Capacidad de carga del volqueteEn la Fig. 26 se indica el método SAE para la deter-minación gráfica de la capacidad de la caja de un Una vez conocido el tamaño de la caja del volquete yvolquete. el tipo de unidad seleccionado, el siguiente paso

266

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Foto 6.- Volquete con caja especial para carbón.

consiste en determinar la capacidad de carga nominal 6.2.4. Potenciade la unidad de transporte teniendo en cuenta ladensidad del material. A continuación, se puede calcular La potencia de accionamiento es función de la capaci-el peso neto del equipo conociendo la relación media dad de carga y del tipo de unidad de transporte.existente entre ambos parámetros. Fig. 27.

2� Como ya se ha indicado anteriormente, se puedenconsiderar los siguientes valores medios:

11. - Volquetes convencionales: 10,5 HP/t.W I

'50 VOLQUETE - Volquetes con tractor remolque y camiones conN, TRANSMISION ELECTRICEa descarga por el fondo: 8 HP/t.

f,AM,ON CON DESCARGA POR EL FONDOTRANSMISION ELECTRICA

• CAN ION CON DESCARGA POR EL FONDO• TRANSMISION MECÁNICA

6.2.5. Tipo de transmisión

DLD.E La elección del tipo de transmisión, cuando se disponeTRA.<1M S,lT MECAN,CE

O,�• 00 125 ISO In zao 225 230 275 MO 425 350

de unidades alternativas de la misma capacidad, seCAPACI DAD (r) debe hacer a partir del rendimiento y efectividad que se

Figura ?' - Relaciones entre capacidades y pesos netos para estima para cada una de ellas en el pe rfil de transpo rtediferentes tipos de camiones. considerado.

267

La eficiencia de ambos sistemas es similar , en el En el proceso de selección se tendrán pues en cuenta:rango del 65 al 75%, pero la transmisión mecánicamantiene mejor la eficiencia máxima sobre una mayor - El tipo de transmisión.variación de la potencia requerida que las trans-misiones eléctricas . - El fabricante.

La transmisión mecánica tiene un aprovechamiento de - Los gráficos de rendimiento del vehículo.la potencia del motor térmico un 2% mayor , tal comose puede ver en el ejemplo considerado en la TablaVI.

Por otro lado , los vehículos con transmisión mecánica 6.2.6. Chasistienen menor peso de dicho componente que los eléctri-cos, del orden del 56%. Dicho peso afecta al rendi- Deben tenerse en cuenta los siguientes puntos:miento de los volquetes y al consumo de combustiblepor ciclo . No obstante , en cuanto al peso total no - Diseño básico y distribución de la carga del volque-existen demasiadas diferencias , tal como se reflejaba en te sobre el chasis.la Fig. 27.

En cuanto al frenado dinámico , la capacidad es com- - Resultados de laboratorio y de campo de la res-parable en los dos tipos de transmisión cuando se opera puesta del chasis frente a cargas estáticas ya velocidades mayores a 15 km/h. Pero por debajo de dinámicas.ese valor actúa mejor el retardador mecánico . Para - Técnicas de construcción y montaje.volquetes de la misma capacidad , la potencia del frenodinámico es un 20% mayor en los mecánicos propor-cionando mayor eficiencia en condiciones extremas. Elretardador de los equipos eléctricos tiene la ventaja desu mayor eficiencia de operación.

En lo relativo al mantenimiento en las unidades diesel 6.2.7. Peso y potenciaeléctricos los motores térmicos tienen una mayor vida ya Se analizarán los siguientes datos característicos:que trabajan en régimen constante de revoluciones. Peroesa ventaja se contrapone a la necesidad de disponer de - Tara.mano de obra especializada y al riesgo de averías de losmotores eléctricos en condiciones adversas . - Carga.

TABLA VI

TRANSMISION

ELECTRICA MECANICA

POTENCIA (HP) 1000 1000PERDIDAS (HP)

Fricción motor, ventilador y enfriadores 70 80Conve rtidor - 9Bomba de giro de dirección 7 7

Bomba de elevación 7 7

Excitatriz y soplante 35 -

POTENCIA NETA 881 897

tl

268

- Relación Tara/Carga . 7 . Tendencias y nuevos desarrollos- Potencia del motor. El crecimiento espectacular que se produjo en el tamaño

Relación Potencia/Peso total.de los volquetes durante las décadas de los años 60 y70, se ralentizó desde entonces, como ya se ha dicho,

- Tipo de motor y fabricante.debido a los siguientes factores:

- No disponibilidad de motores adecuados.

- Exigencia de pistas con una mayor calidad de cons-trucción.

6.2.8. Frenos - Falta de maniobrabilidad.

Se :endrán que estudiar los diferentes tipos de frenos - Problemas de mantenimiento.ce que dispongan los volquetes:

Freno de servicio. - Costes de operación altos.

- Problemas de fabricación, transporte y manipulación- Freno de emergencia. de grandes neumáticos.

- Freno dinámico, con su curva.La situación actual y desarrollos futuros se pueden

- Freno de estacionamiento. resumir a través del análisis de los siguientespuntos:

- Tipos de unidades y su empleo según capacidades.

6.2.9. Cabina- Alimentación por trole.

- Asignación dinámica de volquetes.Se valorarán los siguientes aspectos:

- Aplicación de programas de ordenador.Visibilidad. - Aplicación de la microelectrónica.

- Posición de palancas de maniobras y mando.- Otras tendencias.

- Asiento.

- Consola de control y verificación.

- Cabina ROPS.

- Acceso. 7.1. Tipos de unidades y su empleo

- Sistema opcional de aire acondicionado.Los volquetes más utilizados, clasificados por tamaño ytipos junto con los campos de aplicación actuales, seresumen en la Tabla VII.

Las tendencias observadas en la última década son lassiguientes:

6.2.10 . Neumáticos - Fuerte penetración de los vehículos articulados enlos movimientos de tierras, sustituyendo a losvehículos tradicionales , especialmente en proyectos

De este componente se analizarán: con terrenos en malas condiciones y climatologíaadversa. Esta penetración se ve favorecida por el

- El tipo y fabricante. continuo aumento de la oferta, tanto en fabricantescomo en número de modelos.

- La carga máxima. -- Consolidación de los volquetes mecánicos hasta un

- La cobertura sobre carga máxima. tamaño máximo actual de 150 t, con posibilidadesde alcanzar en un futuro próximo las 220 t de

- Las dimensiones. capacidad.

269

TABLA VII

TAMAÑO TIPO TRANSMISION ACTIVIDAD

50 t Convencionales Mecánica Movimiento de tierras.

Articulados Mecánica Movimiento de tierras y en terrenos en malascondiciones.

50-85 t Convencionales Mecánica Grandes movimientos de tierras. Operacionesmineras a cielo abierto pequeñas y medias.

Con tractoresremolque Mecánica Movimientos de tierra con distancias de

transporte grandes.

85-150 t Convencionales Mecánica Minería a cielo abierto media a grande. Í s '

Descarga por el Mecánica Minería a cielo abierto de carbón y fosfato.fondo t i

150-250 t Convencionales Eléctrica Minería a cielo abierto grande.I •

{

685EHAULPAKDRESSER 5..

rT ida]

Foto 7.- Volquete de 77 t de capacidad.

270

- Desplazamiento de los volquetes eléctricos a los tipo de volquete y la frecuencia de movimiento o nuevostamaños 150-250 t, siendo aplicables en las grandes trazados de pistas.explotaciones mineras a cielo abierto.

Como regla general, las necesidades de potenciaas antiguas unidades mayores de 150 t se constru- instalada en las proximidades de las explotaciones?ron con tres ejes. Estos equipos daban lugar a alcanzan los 1,35 Megawatios por cada volquete diesel-nos costes de operación superiores a los de 150 eléctrico de 150 t, considerando una pendiente máximade dos ejes, y fue necesario esperar a la apa- a remontar del 10%.

ción de mayores motores térmicos y de tracciónléctrica y un perfeccionamiento de los neumáticos Las instalaciones que se emplean en minería a cieloue ha permitido la construcción de unidades de abierto son de dos tipos: las portátiles o móviles, queasta 220 t con dos ejes al final de la década de consisten en unos postes unidos a plataformas horizon-)s 80. tales que se sitúan sobre el terreno y actúan junto a un

peso a modo de anclaje; y las fijas o permanentes, enlas que los postes se introducen en taladros abiertos enel terreno y después se cementan, Fig. 28.

'.2. Alimentación por trole

=n el coste horario de los volquetes mineros de más de.00 t de capacidad, el gasto de combustible oscila entrein 25 y un 40%, constituyendo así una de las partidasnás importantes.

_as subidas de los precios del gas-oil y la escasa 'garantía de abastecimiento de combustible de algunosaaises, fundamentalmente africanos, hicieron que sentrodujeran cambios sustanciales en la técnica del

I[PMANEMTC MOVISI ON AL

transporte tendiendo a una mayor electrificación. Una delas técnicas utilizadas fue la reconversión o adaptación Figura 28.- Tipos de postes eléctricos.de los volquetes diesel-eléctricos, para su alimentaciónexterior por trole. Los cables conductores de corriente van suspendidos deEntre las empresas que implantaron el sistema se estos postes mediante cualquiera de los sistemasencuentran: Palabora Mining Co., African ¡ron and Steel usuales en estas instalaciones: catenaria llena o conIndustrial Corp. en Sudáfrica, Rósing Uranium Ltd en múltiples puntos de suspensión, muy empleada enNamibia, Nchanga Consolidated Copper Mines, en ferrocarriles, catenaria simple tensionada con un únicoZambia, etc. punto de suspensión en cada poste, y por último, el

sistema de varilla o perfil rígido de aluminio con secciónen "T" de fácil instalación, pero que es el más caro delos tres tipos. Fig. 29.

7.2.1. Descripción del sistema

El sistema de transporte con volquetes asistidos portrole consiste en captar la energía eléctrica de una redexterior para el accionamiento de los motores de

SISTEMA DE CATENARIA LLENA

propulsión de dichas unidades. El equipo básico estáconstituido por dos elementos: el sistema de distribuciónde energía eléctrica y el equipo colector sobre elvolquete.

1) Sistema de distribución:

Comprende la planta generadora de corriente alterna SISTEMA DE CATENARIA SIMPLE

que alimenta, a través de un transformador recti-ficador, al sistema de distribución de corriente con-tinua que se encuentra colocado a lo largo de lapista de transporte.

La capacidad y localización de las subestaciones Ttransformadoras dependen de las necesidades de lasminas. Estas varían ampliamente en función de la SISTEMA DE ESTRUCTURA CON SECCION •T^

densidad de tráfico, la longitud del tramo electrificado, el Figura 29— Diseños del sistema oe distribucion.

271

2, 74-•-- t

TROLE '•�� •

••:L

�---' t 1, 2 2 rn. i

PANTOGRAFO

Figura 30.- Equipos colectores.

2) Equipo colector : 7.2.2. Modo de operación

El elemento de conexión con la red general va montado El conductor del volquete dispone en la cabina de undirectamente sobre la unidad de transporte y alimenta, mando con dos posiciones para seleccionar la propul-a través de un conjunto de resistencias, a los motores sión por DIESEL o con TROLE y electricidad. En laque se encuentran en el interior de las ruedas. Existen posición DIESEL los motores eléctricos se conectan endos diseños: el pantógrafo y el trole, Fig. 30. paralelo cerrando el circuito con alternador, como se

El primero tiene la ventaja de la fácil recogida y co- muestra en la Fig. 32.nexión, pero tiene una maniobrabilidad limitada bajo laslíneas . El segundo, permite un campo de desplaza-miento mayor al volquete, pero por el contrario, si eltrole se sale de la línea eléctrica hay que utilizar denuevo el motor diesel hasta reconducirlo. •� •� ,.►La estructura metálica soporte va unida al chasis y partedelantera del volquete, y los instrumentos de control deltrole suelen ir detrás de la cabina del operador, quecontiene los componentes electrónicos de control, loscontactores, etc, Fig. 31.

LINEA ELECTRICA

Figura 32.- Posicion "Diesel".

CONTROL ACC.OEL TROLE

ooNTROL Cuando el vehículo se aproxima al tramo electrificado,~0* el conductor coloca el mando en la posición TROLE,ELE`T

mOD RAOO°0RR w levanta el pie del acelerador y posteriormente lo presio-

na. Mientras el volquete se desplaza suceden lossiguientes acontecimientos en pocos segundos:

Los motores se conectan en serie y la tensión enFigura 31.- Ubicacion oe, sistema de coniro . cada uno de ellos se reduce a la mitad, Fig. 33.

272

Cuando el operario libera el acelerador o la tensión noes la adecuada en la línea, automáticamente se vuelveal circuito inicial y el volquete pasa a ser propulsado por

7.. su motor diesel.

� w ur

7.2.3. Ventajas del sistema trole

Las ventajas básicas que presenta el sistema trole frenteal convencional diesel-eléctrico, son:

- Ahorro de combustible.

- Incremento de la productividad.

- Mayor capacidad de profundización de lasexplotaciones.

- Menor mantenimiento de los motores diesel.ere

Figura 33.- Posición "Trole'.

En una explotación típica a cielo abierto, el transporteEl mecanismo de elevación del trole se acciona con volquetes llega a consumir entre el 80 y el 90% dehasta llegar a los cables conductores. todo el gas-oil, y la mayor parte en los tra-:tos ascen-

dentes de las pistas. La implantación del sistema troleLa nueva aplicación de energía, con los motores en en estos tramos reduce el consumo de combustible,serie resulta en una velocidad baja, pero con acelera- pues aunque el motor diesel continúa trabajando,ción suave bajo el control del conductor. únicamente alimenta a los subsistemas y proporciona la

ventilación necesaria para la refrigeración de los motoresMientras que el volquete está en movimiento, el trole de ruedas tractoras. El ahorro de gas-oil puede es- !entrará en contacto con la línea, pero el circuito no se timarse por simulación con ordenador, considerandocerrará hasta que la tensión y la velocidad sean las como variables fundamentales el perfil del terreno, elcorrectas. En este momento, se cierran automáticamente peso total del vehículo, la tensión a la que opera ellos contactores y los motores se alimentan a través de trole, etc. Para un volquete de 150 t, el ahorro deun reostato, como se muestra en el circuito de la Fig, combustible puede estimarse en un 55% para una34. Al mismo tiempo, el alternador del motor diesel pendiente compensada del 2% y del 80% de ahorroqueda desconectado. para el 12% de pendiente, Fig. 35.

eo

REOUCCION DELCONSUMO~

2 70-w

•� •r rr �O

60 -

ZINCREMENTO

Q DE NELOCIOA

ra rcr > 40

-�ee. •�oe. 30 INCREMENTO DE°C Oe PR004JCTIV10Ae

20

ere

Figura 34.- Circuito cua^co los motores del volquete se alimentan 10

por energia eléctrica.

0 2 4 6 0 ¡lo- 12 14

Automáticamente, se van eliminando escalones de PENDIENTE COMPENSADAresistencia hasta alcanzar la velocidad nominal, con un Figura 35.- Variación del consumo de combustible y de la pro-par también aproximado al nominal. ductividad según la pendiente de transporte.

273

lit

El incremento de productividad procede de la mayor - Es preciso que las pistas estén bien preparadasvelocidad que se consigue en los tramos ascen- para que las variaciones de altura no sean supe-dentes y , por lo tanto , en el menor tiempo de riores a ± 0,5 m , pues de lo contrario aparecenciclo. problemas para efectuar el contacto entre el trole y

la línea aérea. También es imperativo que los radiosde las curvas no sean muy inferiores a los 200 m.

También, como consecuencia de esa mayor velocidadascensional, aumenta la capacidad de profundización delas explotaciones mineras. Las pendientes máximas dediseño no deben superar el 10% y la velocidad mínimaa la que se suele conectar el sistema trole es de 10km/h. 7. 3. Asignación dinámica de volquetes

Por último , los costes de reparación de los motores En las operaciones mineras el método tradicional-

diesel son menores al estar sometidos a condiciones mente utilizado para organizar la flota de transpo rte

de trabajo menos severas , conduciendo a un menor consiste en asignarles su cometido al comienzo del

coste de mantenimiento y a un menor número de relevo . A medida que se desarrolla la operación, el

averías . encargado modifica la organización de las máquinasy/o puntos del vert ido a través de la emisora deradio , bien directamente con los chóferes o por mediode los maquinistas de las excavadoras o de losequipos de apoyo de los ve rtederos . Además, sepueden utilizar señales visuales durante los recorridos,que indican a los chóferes la ruta a seguir.

7.2.4. Inconvenientes del sistemaEste procedimiento sólo se manifiesta efectivo cuando

Los principales inconvenientes que presenta este sis se controlan pocas unidades de carga y transpo rte,

tema son : pero , en general , adolece de pérdidas de produccióny costes de operación altos , fundamentalmente debido

- El aumento de los costes de mantenimiento , ya que a que , en primer lugar , son casi inevitables los

precisa una mayor plantilla de personal especializado . tiempos de espera en los equipos de carga y elencargado de producción tarda en detectar los

Es necesaria una planificación muy cuidadosa , ya problemas y, en segundo lugar, porque las órdenes

que se obliga a que el tráfico se realice por las transmitidas tardan en llevarse a cabo , pudiendo a lo

pistas electrificadas . largo de ese periodo de tiempo haberse producidocambios sustanciales de las condiciones iniciales de

- Relativa falta de flexibilidad en los recorridos que partida.

son rectilíneos.La introducción de los Sistemas de Asignación Diná-

- La adaptación del trole a la línea eléctrica debe mica de Volquetes (ADV), también conocidos comohacerse con precisión para evitar sobrecargas Sistemas de Despacho (SD), está ampliamenteeléctricas y cortes de suministro . documentada . Desde principios de los años 60 se

tiene evidencia de la implantación de algunos méto-El motor del volquete debe mantener suficientes dos de asignación, pero es a principios de la década-revoluciones para poder continuar el recorrido si la de los 70 cuando se empezaron a estudiar diferentescorriente se corta o falla la conexión del trole. alternativas de mejora del control de los volquetes y

equipos de carga.- El empleo de un parque de volquetes diverso y

amplio , en capacidades y marcas , que es normal Han existido sistemas manuales basados en el uso deen una mina en operación , dificulta la implantación un tablero de madera con fichas de plástico y co-

municaciónsistema . municación por radio y sistemas automatizados basados

- Cuando la disponibilidad del gas-oil no presenta en el uso de equipos informáticos de cálculo, telemetría

problemas estratégicos, los estudios de viabilidad y comunicaciones por radio y digitales. Las minas que

indican que la inversión necesaria para la instalación instalaron algunos de estos sistemas han registrado

del sistema de alimentación por trole no se recupera incrementos entre el 10 y el 15% de productividad con

solamente con el ahorro de combustible , teniéndose los mismos equipos de carga y transporte.

entonces que justificar por el aumento de produc-tividad . Aunque el objetivo primordial de introducir sistemas de

control ha sido aumentar la productividad , algunas minas- En zonas próximas al área de voladuras , las insta- resolvieron serios problemas como : descarga de material

laciones de distribución pueden ser susceptibles de en puntos de destino equivocados , mezclas de mineraldaños por las proyecciones . con leyes muy dispares, etc.

274

TRANSMISOR

EXCAVADORATRITURADODE MINERAL

CONTROL DE REPETIDORMANTENIMIENTO EXCAVADORA

L VOLQUETE RECIBE EXCAVADORAEXCAVADORA LA SEÑAL DE LOS

TRANSMISORESPROXIMOS TRANSMISOR PORTATIL

TORRE DE EXCAVADORA A LAS PROXIMIDADESCONTROL - f Q

CONTROL CENTRAL

Figura 37.- Sistema ce oenutlcaclon y asignación automática.

número de identificación y lo transmite al ordenador el equipo. En un estado de alarma, el mensaje escentral, Fig. 37. transmitido por medio de la tarjeta de comunicaciones

al ordenador central, que avisará al operador y alEl equipo de comunicaciones está constituido por radios supervisor en la fase de control para que se tomen lasmóviles, repetidores y una interfase de comunicaciones. medidas necesarias, como sería parar la unidad.

Las radios móviles transmiten y reciben en frecuencia Otras aplicaciones de este sistema son las de diagnos-VHF-FM y están instaladas junto a la unidad de control ticar y prevenir posibles averías, a través de un man-del equipo móvil y estacionario (trituradora o centro de tenimiento predictivo.control). Los repetidores transmiten y reciben las señales El software comprende el constituido por el de alto nivel,en frecuencia VHF-FM y están localizados estratégica-mente en lenguaje C, y el de bajo nivel en Pascal y En-

de¡ equipopara

al centroasegurar

deuna

control ycobertura total

viceversadetransmisión samblador. El primero permite disponer de modelos deviceversa. programación lineal, para seleccionar las rutas de

El equipo de cálculo suele estar constituido por dos transporte y el ritmo de los volquetes para cumplir conordenadores, funcionando uno de ellos como sistema los objetivos de producción, y modelos de programaciónmaestro controlando el sistema de asignación en tiempo dinámica, para efectuar la asignación de los volquetesreal. El otro ordenador toma el control del citado sistema reduciendo las colas de espera, y los tiempos de esperaen caso de averías, dando además soporte a otras de los dos equipos de carga y trituración por falta deaplicaciones y permitiendo el desarrollo de nuevos volquetes. Esta asignación se realiza a partir de laprogramas. localización de los volquetes, de los tiempos de acarreo

y el estado de dichas unidades, teniendo en cuenta laMediante multiplexores y lineas específicas se mantiene localización, el ritmo y estado de los equipos de carga

la comunicación entre el equipo de cálculo y la torre de y situación de los vacíes.

control que monitoriza y opera el sistema. Los beneficios que aporta la utilización de estos sis-pueden resumirse en directos e indirectos.temas

La instrumentación de control de los volquetes estáformada por un grupo de sensores colocados en loscomponentes principales de la máquina a monitorizar en Beneficios directossus parámetros vitales. Dichos parámetros pueden ser:niveles, presiones y temperaturas del refrigerante, aceite - Mejor uso de la disponibilidad de los equipos dedel motor, aceite hidráulico, presión del cárter, filtros carga y transporte, lo que significa un aprovecha-perforados/bloqueados, voltaje de las baterías, inten- miento óptimo de los recursos de las minas.sidades de corriente y temperatura de los motores - Mayor producción con el mismo equipo, eliminandoeléctricos, etc., Fig. 38. así la necesidad de adquirir nuevos volquetes.El subsistema de señales vitales tiene capacidad para - Mayor motivación para los operadores al combinarrecibir señales analógicas y digitales. La tarjeta de trayectos largos con trayectos cortos, evitando laalarmas de la unidad de control en el volquete es la rutina al recorrer la misma ruta durante todo elencargada de controlar y detectar estados anormales en relevo.

77 C,

-------------

BATERIA RTEMPERATURAUEDAS MOTORIZADAS

NIVEL DEL I t- Km. p. hoyoACEITE tl -

TEMPERATURA DE

NIVEL DELA TRANSMISION

REFRIGERANTE f C

TEMP. DEL REFRIGERANTE ,

iTEMPERATURA NIVEL COMBUSTIBLEDEL ACEITE / RP.M.

NIVEL HIDRAULICO iPRESION / PRESIONDEL ACEITE I DEL CÁRTER PRESION HIDRÁULICA

FILTROS

Figura 38.- Funciones e_a".dales controladas en un volquete.

- Mayor seguridad en la operación con la utilización Los cálculos normales para planificar la utilización dede medios eficientes de comunicación. volquetes implican una gran ocupación de personal

cualificado, sobre todo si se quieren tener en cuenta- Mejor mantenimiento con el uso de nuevas herra- todas las variables que intervienen, como son: carac-

mientas que evitan daños mayores a los componen- terísticas del volquete, tipo de firme, diseño geométricotes principales del equipo. de la ruta de transporte, etc.

Para solventar este problema aparecieron en el mercadoprogramas de ordenador, primero puestos a disposición

Beneficios indirectos por los fabricantes de maquinaria y, posteriormente, poringenierías independientes.

- Mejor homogeneización del mineral, a través de un Estos programas tienen un coste bajo y corren en loseficiente control de mezclas en la alimentación a las ordenadores personales de uso corriente.trituradoras primarias.

- Mejor administración y control de los servicios de Las aplicaciones más importantes de estos programasmantenimiento preventivo a los equipos principales, son:con el uso de modernos sistemas de cálculo.

- Cálculo de los tiempos de ciclo y, por tanto, ren-- Mejor atención del mantenimiento correctivo. a dimiento horario de cada unidad de transporte para

través de una eficiente programación de los equipos un perfil dado.humanos de mantenimiento en el campo.

- Comparación de volquetes de igual capacidad y de- Mejor control del riego de pistas. a través de una distintos fabricantes para un mismo trayecto.

eficiente programación del movimiento de cisternas.- Selección de la capacidad de volquete más ade-

- Mejor sistema de información de la mina, al contar cuado y número de unidades.con una sola fuente de información para toda la - Elección de un perfil de transporte entre distintasempresa.

alternativas para una operación.

- Comparación de un mismo perfil de transporte entre

7.4. Aplicación de programas de ordenadordistintas alternativas para una operación.

- Comparación de un mismo perfil de transporte con4demás del software desarrollado para aplicar los diferentes condiciones de la superficie de rodadura.sistemas de asignación dinámica de volquetes, losrimeros programas que se utilizaron fueron los de - Análisis de sensibilidad de diferentes parámetros de

simulación del transporte. dimensionamiento.

977

SEÑAL DEVELOCIDAD

VELOCIDADDE LA TURBINA PROGRA• DATOS

LOIRCUIDE

ESPE - DE SOLENOIDES DESECUELA- FICOS SEGURI- LA TRANSMISION

POSICION DELSELECTOR DE

CIACION VEHIC. DAD0

VELOCIDADES 1 N ENTRA- SALIDADA DE VIDE SOLENOIDES DE EN-

POSICION DEL SEÑAL SEÑAL CLAVAMIENTO PTOACELERADOR

CONTROL DEL

SEÑAL DE tkb,RETARDADOR

FRENADO CONTROL DELFRENO MOTOR

MICROPROCESADORSEÑAL DEL 1 LLAVE ARRANQUE

PROGRAMA DE DE SEGURIDADCONDUCCIONSEÑAL

PTOPTO PRESELECTOR ACTIVO

SE DE BLOQUEO

Figura 39 .- Diagrama de bloques de un microprocesador.

- Cálculo de los costes de operación.

- Optimización de operaciones que ya están enmarcha. a, a ® ♦ Q

kmrh Y

•a5 10 15 20 25 30

7.5. Aplicación de la microelectrónica o o19 hm1,

En los últimos años se ha observado una crecienteutilización de la microelectrónica en los volquetes. Losusos actuales son:

Control de la transmisión automática.- Autodiagnosis . ®®®® 71- Control de la producción. ®S,- Frenado .

W9249%o -

- Control del motor-Control automático.

El sistema de control electrónico de la transmisióndetermina de forma continua el punto de operaciónóptimo en la cu rva par/velocidad del motor . La veloci - Figura 40.- Tablero de autodiagnosis.dad del vehículo es el parámetro que permite deter-minar este punto . Esta velocidad , que está comprendi-da entre 10 y 60 km/h, depende de varios factores, El sistema está formado por un conjunto de sensorestales como carga, pendiente y condiciones de la pista . colocados en los puntos útiles del volquete que trans-El procesador determina el régimen del motor, tradu - miten la señal al ordenador , que compara el valorciéndose en una disminución del consumo de gas -oil recibido con un valor de referencia , detectando cualquiery una reducción del desgaste del motor, transmisión valor anormal y activando la alarma correspondiente,y mandos finales . bien en la cabina o bien en el ordenador central, como

se ha comentado en el epígrafe anterior.Otra aplicación muy extendida es el sistema de auto-diagnosis . La información se presenta en forma digital yproporciona una gran cantidad de información que indica Entre los parámetros que se pueden monitorizar, cabeel estado del vehículo , Fig. 40 . citar los siguientes:

278

- Fecha y hora La monitorización de la carga y su distribución tambiénestán permitiendo reducir el número de problemas de

- Peso de la carga operación. Entre los diversos sistemas existentes se• Sensor de carga izquierdo encuentra el Komatsu Payload Meter (PLM), que utiliza

• Sensor de carga derecho la información suministrada por unos sensores quemiden la presión de la suspensión hidroneumática,

• Sensor de carga trasero apareciendo la información procesada en un monitor y/oimpresora y traduciéndose mediante un código decolores que actúa sobre un sistema doble de lámparas,

- Motor térmico dispuesto en los laterales del volquete, para informar a• Nivel de aceite los palistas de la situación de carga de los volquetes.• Presión de aceite En la Fig. 41 se muestra la ubicación de los diferentes

componentes del sistema, que posee una precisión del• Control del motor del ventilador ± 5%.• Velocidad del motor

PANTALLA• Presión del cárter CRISTAL SISTEMA DE

• Temperatura del refrigerante LIQUIDO IMPRESORA LAMPARAS

• Nivel del refrigerante• Presión del refrigerante• Potencia• Restricción del filtro de aire.

Equipo• Velocidad del equipo

SENSOR DE SENSOR DE• Batería PRESION PRESION

• Velocidad de los solenoides del ventilador Figura 41.- Sistema de monitorización de carga (KOMATSU• Pérdida de aire de refrigeración PAYLOAD METER).

• Alarma del retardador dinámico• Alarma de la batería del alternador En cuanto a la operación de frenado se aplican los• Alarma de la presión del freno

sistemas antibloqueo ABS y antideslizamiento ASR.

• Alarma de la presión del embrague de dirección El control de los motores diesel se explica con detalle• Nivel de combustible en el Capítulo 19 y, finalmente, en lo relativo a la

conducción automática, se espera que se produzca una• Frenos de servicio reducción sustancial de los costes de operación debido• Alarma de la puerta de la cabina a la disminución de mano de obra. Algunos fabricantes• Cuerpo principal como UNIT-RIG y SAAB-SCANIA llevan experimentando• Temperatura interna. el sistema desde 1970.

Motores eléctricos izquierdo y derecho• Tensión• Corriente en el inducido 7.6. Otras tendencias• Corriente en la excitación• Temperatura Como ya se indicó anteriormente, las causas por las

cuales a finales de los años 70 la tendencia de creci-• Velocidad miento de los volquetes se ralentizó pueden concretarse• Temperatura en el convertidor del inducido en: la no disponibilidad de motores de gran potencia, el• Temperatura en el convertidor de la excitación. coste de construcción de las pistas, particularmente en

las zonas de carga, problemas de maniobrabilidad de• Alarma en el inducido y excitación. los vehículos, problemas de mantenimiento originadospor las dificultades de acceso, reducido ahorro de

Generador costes, y problemas en la fabricación, transporte ymanejo de los grandes neumáticos.

Tensión• Frecuencia El camino principal para reducir los costes se centra en• Temperatura la obtención de mayores velocidades de los volquetes

con motores con una relación Potencia/Peso del vehí-• Temperatura del regulador de tensión culo más grande y mejores características de frenado,• Alarma del regulador de tensión. dirección y manejo.

77A

I

TABLA VIII

Motores más grandes de volquetes actualmente disponibles

POTENCIA DEL MOTOR AÑO NUMERO DE FABRICANTES

kW HP

1.343 1.800 1985 4

1.492 2.000 1986 3

1.615 2.165 1986 1

1.695 2.272 1987 1 •2.014 2.700 1987 1

2.596 3.480 ?' 1

� '��iK�Icxt(a actual con turbo-alimentación aplicada a motores de 16 cilindros. }

urt rrtspecto a la potencia de los motores, desde 1985 Asimismo, iría dotado de un sistema global de detección" lt,ut conseguido potencias muy superiores a los 1.600 de obstáculos para evitar posibles colisiones, y al efec-ll' (1.194 kW) mencionados, Tabla VIII. tuar la descarga hacia adelante, se eliminaría parte de

los tiempos improductivos en dicha fase del ciclo al'l t�ti.tltt0 a las transmisiones mecánicas, es probable eliminarse las maniobras.""tl` superen la potencia de los 1.600 HP (1.194 kW),

'"011 axisten diseños con dos ejes con motores de 2.200ll' (I .ti-10 kW) y pueden desarrollarse transmisiones conajas

�WI y potencias de motor de 3.300 HP (2.462

't 1'11:111110 a los neumáticos, los mayores actualmentelout ele tamaño 40 x 57, y los que han demostrado11'c1 itlkxtan unas mayores velocidades de transporte

'" tht �1 un menor consumo de combustible son los det:tdial. A corto plazo, no es previsible un aumen-

`' 't111y espectacular en las dimensiones de estoslitt111loillos.

1 "'11¡(01 electrónico de los motores está permitiendo ya`1,itLtS momentos una mejor eficiencia en el consumo

te' e11111t)ustible y una reducción de contaminantes,\%it1e'111111,mente durante el arranque.<ta '11e1:tdes diesel-eléctricas tienen un mayor potencia¡ Figura 42.- Diseño de volquete propuesto por el U.S. Bureauth �t'lltltt.ición a la monitorización y diagnosis de asis- of atines.

Ittinimizándose los tiempos de parada y erroresEn otro orden de ideas, existen algunos estudios sobre',>(vicio y mantenimiento.volquetes de 500, 750 y 1.000 t, llamados "VolquetesMamuts" que, entre las innovaciones que incorporarían,

ledo, en cuanto a posibles innovaciones en el destaca la sustitución de los motores diesel por motoreseta los volquetes, en un estudio realizado por el de combustión externa (Stirling Engine) con generadores

¡1¡111;'tu of Mines se ha propuesto un cambio en la de carbón en lecho fluido. En la Fig. 43 se comparan"�'11tt>Jul;tción de los mismos que, Fig. 42, para una los perfiles de un volquete convencional de 182 t con"`�"1• ,.1 etstándar de 150 t, mejora significativamente la una de esas unidades de 1.000 t.�'tMlt�liti1 del operador, aumenta la protección de la�tvt�a, y consigue una posición más baja de la misma Finalmente, en la Tabla IX se comparan los componen-

Permite ascender y descender de ésta con mayor tes de diseño de tres unidades, dos de ellas ya cons-truidas, con otra proyectada para finales de este siglo.

TUBERIA DECALENTAMIENTO

TOLVA DE CARBON DE SODIO MOTOR

CABINA DECONTROL

ENTIDO DEDESPLAZAMIENTO O 0

12 RUEDAS COMBUSTION DELMOTRICES CARBON EN

LECHO FLUIDO

N0 O

b)Figura 43.- Comparaclon de un volquete proyectado de 1000 t (a) con otro existente de 182 t (b).

TABLA IX

AÑO

COMPONENTE 1959 1979 1999

Tamaño 35 t.c.' 350 t.c. 700 t.c.

Velocidad 25 km/h 45 km/h 55 km/h

Suspensión Resorte de acero Hidroneumático Resorte líquido

Relación Tara a 1,1 1,5 2,0Peso neto

Neumáticos Diagonales Radiales Combinados o mixtos

Chasis Perfiles abiertos Vigas cajón Estructuras mixtas

Transmisión Mecánica o Hidromecánica y Hidromecánica yhidromecánica eléctrica eléctrica

Motores Diesel con aspiración Diesel turbo-alimentado Ciclo Rankingnatural y post-enfriado Ciclo Stirling

Sist. hidráulico 14 MPa 21 MPa 35 MPa

Sist. eléctrico Electromecánico Paneles o tarjetas Circuitos impresos yintercambiables componentes sólidos

Frenos Zapatas De banda y discos Discos en baño deen baño de aceite aceite y eléctricos

Retardador sobre Retardador Eléctrico conla transmisión eléctrico regeneración

t.c. - Tonelada corta.

281

el

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282

CAPITULO XII

Cintas transportadoras

1. Introducción avance de este sistema de transporte , fundamentalmenteen las explotaciones mineras, reempl azando a las

El hecho de que la noria haya sido utilizada desde la instalaciones clásicas de ferrocarril.antigüedad priva a la cinta transportadora de una cierta

El factor clave del desarrollo de las cintas transpor-tadoras aconteció al implantarse el sistema de transportecontinuo en las explotaciones de lignito pardo en

Una de las primeras menciones que aparece en la Alemania , primero en las máquinas de extracción y

literatura técnica es la de Olivier Evans, de Filadelfia, vertido, rotopalas, puentes transportadores y apiladores,

que indica en 1795, en la "Miller's Guide", la existencia y después como elemento de transporte a media y larga

de una banda continua de cuero acoplada a dos distancia en sustitución de los vagones de ferrocarril,

tambores. hecho que sucedió a principios de la década de losaños 50.

Fue en 1860 cuando se puso en servicio una de lasLos elevados tonelajes de materiales estériles y lignitoprimeras cintas transportadoras en minería, cuyo diseña que precisaban ser transportados a distancias con -

aluvionesfue Lopatine, y que se utilizó en una explotación de siderables, obligaron al empleo de bandas con cablesaluviones auríferos en Siberia. El sistema incluía las

partes esenciales de una cinta: banda sin fin, tambores de acero longitudinales, capaces de soportar las ten-

de accionamiento y reenvío, transmisión, bastidores y siones de trabajo necesarias.rodillos. Fig. 1. Hay que indicar también que , a pa rtir de la década de

los años 80, en un esfuerzo por reducir los costes deoperación, se produjo una fue rte implantación de lascintas transpo rtadoras en las grandes explotacionesmetálicas a cielo abie rto, donde hasta ese momentohabían dominado los volquetes de gran capacidad.

41111 11 46111 2.. Tipos de unidadesLas cintas constituyen un método continuo y económico

Figura 1.- Cinta transportadora diseñada por el ingeniero ruso de transporte de grandes volúmenes de material.Lopatine .

Las principales ventajas de este sistema frente a los

La banda estaba formada por piezas de madera unidasvolquetes son las siguientes:

por una tela, que constituía la pa rte débil del sistema . - El coste de operación y mantenimiento es menorque para los volquetes, requiere mano de obra

En 1885 Robins diseñó un alimentador de una macha- menos especializada y una plantilla más reducida.cadora a partir de una cinta transpo rtadora en artesa detres rodillos , concepción que ha sido utilizada hasta - El transpo rte con volquetes es más sensible a lanuestros días. El mérito de Robins no se limitó a la inflación que el sistema de cintas, estimándose uninvención de la a rtesa de tres rodillos, sino que además incremento del coste anual hasta el año 2000 delfue el p ri mero en disponer de un revestimiento de goma orden del 2% para las cintas y del 7% para lossobre la urdimbre de la banda, lo que permitió alcanzar volquetes.una duración elevada de ésta, haciendo posible lautilización del transpo rtador de banda para la manipula- - Las cintas tienen una mayor eficiencia energética,ción continua de materiales a granel . del orden del 75% frente al 45% de los volquetes.

Esta diferencia se acentúa aún más al aumentar elLa utilización del motor eléctrico para el accionamiento desnivel en el pe rfil de transporte.de la cinta popularizó su empleo en todas aquellasindust rias en cuyos procesos se presentaba el proble- - La energía consumida en las cintas es eléctrica enma de la manipulación de materiales a granel : explo- lugar de gas-oil.taciones mineras , instalaciones po rtuarias , fábricas decemento . etc. Se produjo así un paulatino aumento de - La capacidad de transpo rte es independiente de lala longitud y caudal transpo rtado , gracias a la mejora distancia.de la tecnología de la banda de goma con núcleo textil.

- Se reducen las longitudes de transporte, ya queEl periodo de reconstrucción y desarrollo industrial que frente a una inclinación media remontable del 33%siguió a la Segunda Guerra Mundial promovió un fue rte para las cintas, los volquetes presentan un 8% y el

283

ferrocarril ur, 2%. Además, al suprimir algunas - En el caso de varias unidades en serie se tiene unarampas dr, transporte, los taludes pueden ser más disponibilidad del conjunto pequeña, por lo que seescarpad,,,, lo que significa una mejora del ratio precisa una cobertura elevada.medio en l;r. 'explotaciones a cielo abierto.

- El coste ,10, r;onstrucción mantenimiento de las En lo relativo a los tipos de unidades, las cintas sepistas di'nuru, yintensidad rl�, cecú ac¡dn.menor

anchura, longitud eglandes clasificarupos:r según la movilidad del conjunto en tres

- El proce:,,, r1,; extracción se transforma de inter-mitente (ir, ,',rtlinuo en el interior de la explotación.

1. Cintas fijas o estacionarias- La vida u1)",r:,tiva del sistema de cintas es mayor

que la d., li,•. volquetes. Este es el grupo más popular y de uso más generalizadodentro de las explotaciones e incluso en las plantas de {

- La operan/,,, ,,s menos sensible a las inclemencias tratamiento, parques de homogeneización, etc.climatológu..,•,

- Las condt,,,,,r,r;s ambientales son mejores por lamenor emr,,r,r, de ruidos y polvo . 2. Cintas ripables o semimóviles

- El procese 1,roductivo puede ser racionalizado y Son aquellas que permiten desplazamientos frecuentesautomatjz;,,l,,, lo que facilita su supervisión. mediante equipos auxiliares, de forma que desde cada

posición se explota un bloque o módulo de estéril o- El sistema 41-- válido desde pequeñas capacidades mineral.

(300 Vh) I,:, ;ta grandes niveles de producción(23.00) t/h)

Se emplean mucho en minas de lignito pardo y cadaPor el contr;trl,,, los principales inconvenientes del vez con mayor frecuencia en explotaciones donde sesistema de rail<!, :,on:

implanta el sistema de trituración interior y transportecon cintas.

- Exige may„t,,.; inversiones iniciales.Estás cintas se estudian en el anexo de este capítulo,

- Poca ver;;,liudad para aumentar o modificar la si bien la mayoría de los componentes y todos losproducción, r„quiriendo por tanto una cuidadosa métodos de cálculo y dimensionamiento son comunesplanificaciot, con las cintas convencionales.

Figura 2.- Esquema de trabajo en una descubierta con cintas móviles sobre orugas.

284

3. Cintas móviles - Las estaciones de cabeza y cola , que disponen delos tambores motrices ( 2), tambores de reenvío (3),

Estas cintas disponen de una estructura metálica tambores de tensado (4) y (5) y tambores guía (6).semirrígida de módulos con distintas longitudes, gene-ralmente de unos 25 m , que van montadas sobre - El dispositivo de tensado de la banda (7).transportadores de orugas que apo rtan al sistema unagran movilidad , Fig. 2. El accionamiento del mecanismo - Los rodillos del ramal superior (8), del ramal inferiorde traslación se efectúa desde la cabina de control (9) y amortiguadores o de impacto ( 10), que sesituada en uno de los extremos y la alineación es disponen en la zona de carga.comúnmente automática con errores menores a 1 cm en10 m. - La banda (11), con forma de artesa en el ramal

superior , para el transpo rte del producto.Estos equipos tienen la ventaja de eliminar los tiemposmue rtos de los ripados y constituyen un sistema idóneo - El grupo motriz (12).para el trabajo combinado con unidades de cargacontinua . El material a transpo rtar se carga a través de tolvas

(13) seguidas de unas guiaderas ( 14) para el centradode la carga . El producto se descarga por el tambordelantero , en caída libre si se trata de un apilador odisponiendo de un estrelladero (15) si se descargasobre otra cinta.

3. Características generales y de di-seño

Además , se utilizan sistemas de limpieza en el tamborde cabeza ( 16) y en la zona de cola (17).

La configuración básica de una cinta transpo rtadorapuede representarse esquemáticamente según la Fig. 3 . El número y configuración de los grupos motrices debe

estudiarse en cada caso particular.Los elementos constitutivos principales son:

Las cintas permiten, dentro de ciertos límites, curvas enBastidores ( 1): Llevan las estaciones de rodillos el plano vertical , cóncavas y convexas . Asimismo,superiores e inferiores que soportan la banda . En aunque por el momento se encuentra en fase defunción del tipo y tamaño de la cinta esta estructura desarrollo es posible que su trazado incluya curvas enpuede ser rígida o flexible. el plano horizontal.

ALZADO

3 �- J.� 1! A 11 8 � 15

77 ¡� 10 A a 16 16v

B \ /' JJS

11

f

SECCION A-A PLANTA DE LA CABEZA MOTRIZ

Figura 3.- Elementos constitutivos de una cinta transpo rtadora . (Descripción en el texto).

285

.3.1. Bastidores \ . /

Los bastidores son estructuras metálicas que constituyenel soporte de la banda transportadora y demás elemen-tos de la instalación entre el punto de alimentación y elde descarga del material. Se componen de los rodillos,ramales superior e inferior, y de la propia estructurasoporte, Fig. 4.

En la Fig. 5 pueden verse diferentes configuraciones deFigura 4.- Componentes de un bastidor.bastidores para cintas estacionarias.

Figura 5.- Diferentes tipos de bastidores de cintas estacionarias.

286

1.1.1. Estaciones superiores 3.1.3. Rodillos

.a estación superior de rodillos tiene por objeto soportar En las cintas de gran longitud son una parte muy impor-,I ramal superior de la banda cargada y en forma de tante de la instalación, debido al gran número deartesa, asegurando su desplazamiento en una trayectoria unidades que se precisan, y, por lo tanto, al coste de)refijada. las mismas, siendo objeto de control durante la cons-

trucción y, posteriormente, durante el funcionamiento, enlo relativo a:

-os tipos de artesa, Fig. 6, y sus campos de aplicaciónveden verse en la Tabla I. - Dimensiones y tolerancias.

- Desequilibrios.

- Esfuerzos de arriostramiento.3.1.2. Estaciones inferiores - Estanqueidad al polvo y al agua.

_as estaciones inferiores de rodillos tienen como misión - Robustez o capacidad de carga.soportar el retorno de la banda en vacío, asegurando eldesplazamiento según la trayectoria del trazado. Estasestaciones están formadas por uno o dos rodillos.

En las Tablas II y III pueden verse las longitudes ydiámetros más habituales de los rodillos.

El espaciamiento de las estaciones de retorno es de 2,7a 3 m.

La separación entre rodillos se establece en función dela anchura de banda y de la densidad del material

Cuando se manipulan materiales arcillosos se utilizan transportado, Tabla IV.rodillos con discos de goma que aseguran unamayor limpieza de la banda e impiden que serecrezcan en diámetro, evitando los problemas deriva- Además de los rodillos convencionales existen algunosdos de ello. con diseños especiales:

Figura 6.- Tipos diferentes de artesa.

TABLA 1

TIPO DE ARTESA APLICACIONES

En "V" Cintas de hasta 800 mm.Angulos de 30°

En 3 secciones Sistema más utilizado.Los ángulos estándar son: 20° - 30° - 350 - 40° - 450

En 5 secciones Se emplea con suspensión de guirnalda en la zona de carga.El ángulo depende de la distribución de carga, rigidez y tensión de labanda: 25° - 55° ó 30° - 60°

287

TABLA IILongitudes estándar de tubo de los rodillos

DISEÑO DEANCHURA DE BANDA (mm)

ESTACION OARTESA

300 400 500 600 650 800 1.000 1.200 1.400 1.600 1.800 2.000 2.200 2.400 2.600 2.800 3.000 3.200

LISAS 380 500 600 700 750 950 1.150 1.400 1.600 1.800 2.000 2.200 2.500 2.800

EN "V" 200 250 315 340 380 465 600 700 800 900 1.000 1.100 1.250 1.400 1.500 1.600 1.700 1.800

EN TERNA 160 200 250 250 315 380 465 530 600 670 750 800 900 950 1.050 1.120 1.150

EN TERNA 1, 200 250 315 380 465 530 600 640 670 700 800 900 900

12 380 465 550 600 670 700 800 900 1.000 1.100 1.150 1.150 1.250

EN 5 SEC-CIONES 1 165 205 250 290 340 380 420 460 500 540 580 640 670

Fuente : CONTINENTAL

TABLA III

Diámetros estándar de los rodillos (mm)

Rodillos portantes 88,9 108 133 159 193,7

Rodillos de impactos 156 180 215 250 290

Rodillos de discos de retorno 120 133 150 180 215 250 290


TABLA IV

DENSIDAD DEL MATERIAL

ANCHURA DE BANDA < 1,2 Um3 1,2 - 2,0 Vm3 2,0 - 2,8 Vm3

400 - 600 mm 1.680 mm 1.500 mm 1.350 mm

600 - 900 mm 1.500 mm 1.350 mm 1.200 mm

1.200 - 1.500 mm 1.200 mm 900 mm 900 mm

288

Rodillos de impacto, recubiertos de discos de goma - Rodillos de retorno con discos de goma, Fig. 8. Separa absorber los golpes provocados por la caída de utilizan en las estaciones inferiores.bloques en las tolvas de recepción, Fig. 7.

M

r T rc � �o

oI E

Figura 8.- Rodillos de retorno.

Figura 7.- Rodillos de impacto - Rodillos de alineación, Fig. 9. Sirven para alinear labanda dentro de la propia instalación

G

E

00 00

C

0 00 0 0 0

------------------------ -

D

Figura 9.- Rodillos de alineación.

3.1.4. Sopo rtes de los rodillos B. Soportes flexibles

Estos dispositivos pueden ser rígidos o flexibles, estos Los rodillos se unen unos a otros formando unasúltimos también llamados en guirnalda. guirnaldas. Fig. 11.

A. Soportes rígidos

Son autoportantes y de una gran rigidez. Su fijación enla estructura permite regular la perpendicularidad de lasestaciones con respecto a la banda, Fig. 10.

Figura 11.- Soporte en guirnalda.

3.2. Cabezas motrices

Los elementos constitutivos de una cabeza motriz son }}Figura 10- Tipos de soportes rígidos. los representados en la Fig. 12.

289

}

[� S 7 g 9 bandas menos resistentes como se demostrará másadelante.

N, N,

2EJE DE LA CIN TA r + !

N,EJE DEL SEGUNDO _GRUPO MOTRIZ

rt N� + !1. Tambor de accionamiento con su eje. N' +2.Cojinetes.3.Acoplamiento de baja velocidad.4.Reductor.S.Mecanismo antirretorno.6.Acoplamiento de alta velocidad. -�7. Freno. + + +8.Acoplamiento hidráulico.9. Motor

NNT

Figura 12.- Componentes de una cabeza motriz.Figura 14.- Accionamientos en cabeza y cola , simples y múltiples.

Los tipos de accionamientos pueden ser simples omúltiples , también llamados en tandem , tal como se

3.2.1. Tamboresesquematizan en la Fig. 13.

El diámetro mínimo admisible del tambor está relaciona-do con la necesidad de obtener una vida útil de la

71-C-i banda adecuada , así como de sus propias uniones. Laconsideración básica a tener en cuenta es que la vida

T°wm MOT*Z en servicio de las uniones debe intentarse que sea iguala la de la propia banda.

En el caso de cintas sometidas a fue rtes desgastes conuniones mecánicas rápidas , pueden usarse tamboresde accionamiento más pequeños.

--4 Existen tres tipos de tambores , Fig. 15:

+ NTAMwa M°Tm Z - Tambores tipo A : Tambores motrices en la zonade alta tensión de la banda, con ángulo abrazadomayor de 30° (Tambores motrices).

- Tambores tipo B: Tambores en zona de bajatensión con ángulo abrazado mayor de 30°. (Tam-bores de cola).

Figura 13.- Accionamientos múltiples en cabeza.- Tambores tipo C : Tambores con ángulo abrazado

menor de 30° (Tambores de guiado o desvío).Existen configuraciones con accionamientos en cabezay cola simultáneamente , pudiendo ser de igual formasimples o múltiples , Fig. 14. Se entiende por cabeza la El diámetro de los tambores depende esencialmente delzona de descarga del material por la banda, y por cola espesor de los elementos resistentes de la banda ala zona opuesta donde dicho material se recepciona utilizar . En los tambores es donde se va a someter a lavie rte para su transpo rte. banda a las mayores tensiones . Esta dimensión puede

determinarse , para los tambores tipo A, por la siguienteCuando se dispone de más de un tambor de expresión:accionamiento , se disminuyen las tensiones de servicioen la banda y, por consiguiente , se pueden utilizar l), > SZ . C„

�Qn

donde : consiguiente, deben ser construidos con un diseñorobusto.

S. = Espesor de los elementos resistentes de la banda(Ver en catálogo correspondiente). 1

C, = Factor multiplicador (Tabla V).

+ I 1+

I IB C C A

� 1 I

B B B A A A I IFigura 16.- Tipos de tambores.

En la mayoría de los casos se adoptan dos concep-ciones con eje transversal:

+ +- Construcción soldada y fijación con chaveta. Esta

fijación es de tipo tangencial , que es preferible a lai I clásica para los tambores mayores.

B C A B AFigura 15.- Tipos de tambores y su disposición. - Construcción con discos de acero fundido , cilindro

soldado y unido al eje transversal por medio deanillos expansibles.

TABLA VUn tercer diseño consiste en la:

CI TIPO DE BANDA - Construcción con discos mecano-soldados o enacero fundido , cilindro soldado y ensamblado con

60 Algodón ( B) abrazaderas a dos cubos de ruedas sobre el ejetransversal, o sobre dos extremos del eje (eje no

90 Poliamida ( P) transversal).80 - 105 Poliéster (E)

145 Alma de acero ( St) Los tambores de accionamiento suelen revestirse degoma de elevada dureza . Este revestimiento puedeefectuarse por sectores para permitir su recambio sin

El valor obtenido se redondea por exceso hasta alcan- desmontar el tambor completo y disponer o no de ranu-zar un diámetro estándar. Los diámetros de los tam - ras, Fig. 17.bores del tipo B y C se determinan dentro de la mismacategoría , Tabla VI. También existen tambores construidos mediante aletas

colocadas diametralmente y a lo largo de generatricesEn el supuesto de trabajar con tensiones en la banda del eje y cuyas aristas exteriores son más anchas o seinferiores a la resistencia máxima, éstas podrán dis- construyen con listones de goma endurecida.minuir ligeramente el diámetro de los tambores en unao dos categorías , según la tabla anterior.

En lo relativo a la construcción de los tambores existen 3 ,2.2. Reductoresdistintos tipos, Fig. 16.

Los tambores de accionamiento y, eventualmente , los de Se emplean dos tipos de reductores en las cintas deretorno deben sopo rtar esfue rzos muy importantes y, por gran potencia:

291

TABLA VI

Diámetros de los tambores (mm)

TIPO DE TAMBORCATEGORIA

A B C

1 100 - -2 125 100 -3 160 125 1004 200 160 125

5 250 200 1606 315 250 2007 400 315 2508 500 400 315

9 630 500 40010 800 630 50011 1.000 800 63012 1.250 1.000 800

13 1.400 1.250 1.00014 1.600 1.250 1.00015 1.800 1.400 1.25016 2.000 1.600 1.250

Fuente: CONTINENTAL

Esta disposición presenta la ventaja de precisar unespacio reducido, suprimiendo la alineación entretambor y reductor. El inconveniente que plantea esel de tener que desmontar el conjunto cuando setiene que sustituir el tambor.

Este tipo de reductores se instalan habitualmente ttARBOL DE en las cintas ripables y de interior.ACCIONAMIENTO

Reductores clásicos : Estos reductores son los

LABEANDA DE utilizados en las grandes instalaciones. La variante

en reducción planetaria presenta la ventaja de unespacio más reducido.

GOMA DE 8-10REVESTIMIENTO 30-50 1 30- Esta disposición con acoplamiento de dientes meca-

2r nizados permite, mediante el desacoplamiento, lao intervención rápida sobre un grupo y la marcha a

bajo régimen del otro grupo, en el caso de untambor motriz con grupos dobles de accionamiento.

SECCION A- B TAMBOR3.2.3. Acoplamientos

Figura 17.- Tambor revestido.

Entre el motor eléctrico (normalmente de rotor en corto-Reductores suspendidos . Son de montaje flotante circuito) y el reductor se dispone de un acoplamientocon eje de salida y acoplamientos de distintos tipos hidráulico que sirve para amortiguar las vibraciones ycon el tambor de accionamiento, Fig. 18. sobrecargas, y asegurar un arranque progresivo.

292

3.2.4. Frenos y mecanismos antirretorno

Los frenos más utilizados son los de disco , situados enel eje del reductor . En algunos casos , generalmente encintas descendentes , se montan en el eje del tambor.

¡ Las fases de frenado se modulan con la carga ydeceleración del transpo rtador.En las cintas en pendiente , además del freno, sedispone de un sistema antirretorno en el reductor.

En las grandes cintas horizontales el frenado en cabezapuede ser insuficiente , por lo que una solución adoptada

r.�---� consiste en colocar un freno de disco sobre el tamborde retorno.

I 3.2.5. Dispositivos de tensado

--f Los dispositivos de tensado si rven para conseguir lossiguientes objetivos:

Mantener la tensión adecuada en el ramal deretorno durante el arranque y, cuando se producenvariaciones de carga , para asegurar un fun-cionamiento correcto de la banda.

Acomodar las variaciones de la longitud de la bandadebido a las dilataciones de la misma.

1- _- --_-� - Proporcionar un almacenamiento de banda, quepuede utilizarse cuando se varía su longitud debido a

I un daño o a la necesidad de efectuar un empalme.

- Proporcionar un grado de tolerancia en la longitudde la banda instalada.

Figura 18 .- Tipos de unión Reductor- Tambor.Se utilizan generalmente dos sistemas : el de tensadoautomático y el de tensado fijo.

m A. Tensado automáticoEl sistema de tensión automática actúa proporcionandoesfue rzos de tensión en función de la situación de la

m banda, de forma que el tambor de tensado se desplazasiguiendo los alargamientos elásticos y permanentes dela banda.

Normalmente, se emplea un sistema por contrapeso quepermite responder instantáneamente a las fluctuacionesde tensión.

0

El tensado automático por cabrestante eléctrico se utilizacon un ajuste entre dos niveles de tensión y, a veces,con un nivel de tensión para el arranque. Los valores demedida se controlan mediante un dinamómetro.

B. Tensado fijoCon la cinta en marcha, el tambor de tensado se

• bloquea y no responde a los alargamientos de la banda.• Se dispone de un reglaje de esta tensión a inte rvalos

•regulares.

La tensión se consigue mediante el accionamiento de uncabrestante eléctrico y un sistema de medida que

Figura 19 .- Dispositivos anti rretorno y trenado . controla el valor mínimo de la tensión.

293

Este dispositivo se emplea en las cintas ripables . sea fija o ripable , ya que a veces , por estandarizaciónPresenta la ventaja de poder frenar todos los grupos en o bien por las características del terreno donde vayasu potencia nominal , pero presenta el inconveniente de situada la cabeza motriz , una cinta fija puede ir provistasobrecargas de algunos tambores , dado que la suma de de pontón.tensiones es constante.

El pontón es un elemento muy robusto ya que va a serripado y no debe ser deformable . Su construcción yforma depende del sistema que se vaya a utilizar parasu traslado . Existen a este respecto los pies de tras-lación y los carros de orugas. Los primeros se colocan

1. TENSADO FIJO POR HUSILLOS a los lados del pontón , en número que depende de supotencia y del peso de la estación , y que, a base demovimientos horizontales y ve rticales de unos cilindroshidráulicos van trasladándola . Los carros de orugas seintroducen debajo de la estación motriz en su partecentral y la levantan para efectuar su traslado.

La supe rficie de apoyo de los pontones, y lógicamente2. TENSADO MOVIL ( CON ESFUERZO DE TENSION CONSTANTE ) CON

su peso , dependerá de la presión específica sobre elCONTRAPESOS terreno que se desee alcanzar.

El resto de la estructura de la pa rte central de laestación motriz será más o menos compleja en funcióndel número de tambores motrices que se coloquen.

Para que el cabezal de la estación motriz permita la3. TENSADO AUTOMATICO (CON ESFUERZO DE TENSION AJUSTABLE ) POR adaptación a diferentes condiciones de material, su

TAMBORES DE TENSADO CONTROLABLES estructura central suele hacerse articulada en su parteFigura 20.- Sistemas de tensado de la banda. trasera con la posibilidad de bulonarla a diferentes

alturas en su parte delantera, operación ésta para laque se necesitan unos potentes gatos hidráulicos.

3.2.6. Configuración de una cabeza motriz La estructura necesaria para sustentar la parte eléctricaes la colocada más arriba en la estación motriz . Se trata

La configuración general de una cabeza motriz en una de una plataforma para atornillar los armarios que llevanel aparillaje,de gran capacidad incluye las siguientes partes : je , por ejemplo a 6 kV y 380 V, y que vandistribuidos a los lados dejando un pasillo central.

Estructura de elevación de la banda desde el nivel Normalmente, en la pa rte alta de los armarios sede trabajo de los bastidores de la cinta . colocan las resistencias de arranque de los motores de

los accionamientos.- Estructura central de la estación motriz que soporta

los diferentes tambores motrices y de tensado, asícomo la cabeza de entrega , que va apoyada sobrefundaciones de hormigón o sobre pontón . 3.3. Bandas

- Estructura superior de sustentación de los armarios Una banda está formada, básicamente, por los siguien-eléctricos. tes elementos : la carcasa y la goma de recubrimiento,

Fig. 21.- Accionamientos principales y de tensado.

La primera de las pa rtes citadas es básicamente un 3.3 . 1. Carcasapuente de cinta apoyado en dos puntos : el más próximoal resto de bastidores , sobre una fundación de hormigóno sobre un pontón pequeño , dependiendo de que la Los materiales que sirven para construir la armadura ocinta sea fija o móvil, y el otro en la propia estación carcasa deben responder a las siguientes exigencias:motriz en una cinta ripable con apoyo del puente deentrada sobre el resto de dicha estación , que es de tipo - Alta resistencia con espesores de carcasa reducidos.rótula para permitir movimientos relativos durante elripado . - Resistencia a los agentes exte riores : humedad,

temperatura, productos químicos.La parte central de la estación motriz tiene también,como elementos de apoyo , zapatas de hormigón o - Estabilidad dimensional compatible con las grandespontón . Su elección no depende sólo de que la cinta longitudes que se requieren.

294

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..J,.- ✓_L��i•..��!abr.-' . .

Foto l.- Dispositivo de tensado en la cabeza motriz de una cinta transportadora.

madura longitudinal. Por el contrario, la resistencia a loschoques y al desgarre longitudinal hacen que seautilizada como armadura transversal.

B. PoliesterGOMA ENTRETELASESPESOR ceLA TELA Esta fibra constituye el material textil más utilizado en la

fabricación de bandas.VFIBRAS LONGITUDINALESFIBRAS TRANSVERSALES

`U,MMIENTp c4RCASA Las cualidades principales son:

�RroR � ;Tenacidad elevada.

• - Alargamiento moderado.Buena estabilidad dimensional.

a�IMIEMTO NveER - Insensible a la humedad.- Buena resistencia a los agentes exteriores, tanto

mecánica como físico-química.

Figura 21.- Detalle de construcción de una banda.

Las limitaciones de las bandas textiles son:Los materiales de armadura para la ejecución de lacarcasa son los que se describen a continuación: - Las resistencias a la rotura son menores que las de

las bandas de cables de acero.A. Poliamida - Los alargamientos son muy superiores, por lo queEl alargamiento de esta fibra es muy importante, lo que pueden aparecer problemas durante el tensado desupone un impedimento para su utilizat;lon como ar- la banda.

295

C. Cables de aceroMATERIAL A TRANSPORTAR

.

MATERIALSe puede decir que el desarrollo de las grandes cintas FINO

transportadoras ha estado ligado a la utilización de los CARBONcables de acero en la constitución de la carcasa. ARENAS

URA TRITURADA

Las ventajas de su utilización son: ROCA BLANDAA SIN TRITURAR

- Resistencias muy elevadas, hasta de 10.000 N/mm. ANCHURA DE CINTA (mm)30 3200

- Pequeñas diferencias en el alargamiento durante los

283000

diferentes regímenes de marcha. É 26 - 2800

- Estabilidad dimensional elevada. ° 24 2600

W 22 2400

Las dos últimas propiedades permiten mantener las 120 2200

tensiones adecuadas en las cintas de gran longitud. ; 18 200016 1800

Otras cualidades de las bandas metálicas son: W la 160012 1400

- Buena adherencia entre la goma y el acero, prote- 1 1200giendo este último contra la oxidación y mejorando ii 8 1000su resistencia a la fatiga. w 6

- Insensibilidad a las variaciones térmicas. a

Buena resistencia a los choques producidos en los Figura 23.- Recubrimientos de goma en las bandas de cables.puntos de carga.

- Cuando se dispone de una armadura de cables endisposición transversal se reduce de manera sig- 3.3.3. Unionesnificativa el riesgo de penetración de cuerposextraños, así como el rasgado longitudinal. Las bandas se terminan de confeccionar en el punto de

utilización mediante la unión de tramos de longitudesestándar. Igualmente, cuando se produce la rotura de

REWBRIMIENTOS una sección es necesario reponer ésta.

Los procedimientos de unión de las bandas más em-pleados son: el vulcanizado y la unión mecánica rápida.

.'< A. Vulcanizado

Las ventajas que presenta este sistema son:Aporta una resistencia elevada.

CABLES DE ACERO CAPA ADHESIVA

Figura 22- Banda de cables de acero . - La vida del empalme, si se realiza en buenascondiciones, es similar a la de la banda.

- La limpieza de la banda no constituye ningúnproblema.

3.3.2. Recubrimientos

Los recubrimientos de goma sirven para unir los ele- Los inconvenientes principales son:

mentos constitutivos de la carcasa y constan de dos - Mayor duración en la ejecución del empalme.partes, la superior y la inferior. - Mayor coste.La goma está formada por butadieno, estireno y coque - Mayores necesidades-en el sistema de tensado dede petróleo. El producto que se consigue tiene una alta la banda.resistencia al desgaste.

El espesor del recubrimiento de la carcasa es función En las bandas de alma de acero, las longitudes dedel tipo de aplicación de la banda y de la anchura de solape para efectuar las uniones mediante vulcanizadoésta, Fig. 23. se calculan con los valores de la Tabla VII.

296

TABLA VII - Posibilidad de producir problemas en el transportede material fino y con materiales calientes.

TIPO LONGITUD DESOLAPE (mm) 1:I j:1

St 500 550St 630 550 +0 '3 . B` 1:1

1:i l;lSt 800 650 1 I 1;ISt 1000 700 i:1 ISt 1120 750 + 0,3 . BSt 1250 1.100St 1400 1.100

11.1 1:ISt 1600 900

St 1800 1.200 + 0,3 . B 1' I l:lSt 2000 1.200St 2250 1.200

1'i 1:1

St 2500 1.500 + 0,3 . BSt 2800 1.700 Figura 24.- Unión mecánica rápida.

St 3150 1.800 + 0,3 . BSt 3500 2.550 3.4. Equipos eléctricos

St 4000 2.700 + 0,3 . BLos equipos eléctricos utilizados en las cintas se puedenclasificar en:

- Equipos motrices y/o de potencia, que aseguran elSt 4500 Determinada según las movimiento y las acciones secundarias necesarias.St 5000 condiciones específicasSt 5600 - Equipos de automatismo y de vigilancia, equipos deSt 6300 comunicación, ySt 7100 - Equipos de servicios: alumbrado, polipastos, etc.

B = Anchura de banda (mm).

3.4.1. Dimensionamiento

El equipo de potencia se determina en función de losB. Unión mecánica rápida siguientes factores.

Se llevan a cabo con diferentes sistemas, por ejemplolas grapas , en aquellas bandas no sometidas a eleva- A. Condiciones mecánicas exigidas en el eje de losdos esfuerzos de tracción. motores

Las ventajas más significativas son: - Velocidad.

Rapidez de ejecución. - Par estático o resistencia al accionamiento y sus

Menor coste. variaciones.Menos problemas con el tensado. - Par muerto debido a las resistencias pasivas y sus

• variaciones.Por el contrario, los inconvenientes que plantean son: - Momento de inercia de las partes móviles y sus

- Menor resistencia. variaciones.

- Posibles problemas de deterioro de la carcasa por - Pár motor máximo necesario y admisible en reposo,

efecto de la humedad. durante el arranque y parada.

- Superficie rugosa, con lo que se presentan proble- - Aceleración y deceleración máxima.

mas de limpieza de la banda. - Potencia media, máxima y eficaz.

297

B. Régimen de funcionamiento como puede verse esquemáticamente en la Fig. 25,donde se indican, para cada tipo de banda, el ángulo,

- Tipo de servicio. la velocidad recomendada y la granulometría más acon-- Factor de marcha. sejable.

- Variación de la carga.- Número de arranques por hora.

6

C. Condiciones ambientales �4c�oti

- Polvo, humedad, corrosión, explosividad. 500 e7°4

- Temperatura ambiente máxima, mínima, exposición 30060°

3Zq

solar. zooto0 45

- Vibraciones inducidas. 0 235°

64

3.5. Productividad de una cinta 2 20°0 87, 1

°Los factores que influyen en la productividad de una 60°2 ÁÑ %CNTA

cinta son:0 2 4 6 8 0 120014001- Las propiedades del material. 100 300 500VELOCIDAD TAMAÑO MÁXIMO DEL

- La geometría de la cinta y las condiciones de DE LA CINTA ( mu) MATERIAL A TRANSPORTAR

trabajo. (mm.)

Figura 25.- Tipos de bandas transportadoras segun la pendientede trabajo de las mismas.

3.5.1. Propiedades del material Los caudales horarios que son capaces de transpor-tar las cintas disminuyen con la inclinación. Los

Las propiedades físico-químicas del material a ser coeficientes de reducción "K" pueden deducirse de latransportado tienen una gran importancia cuando se Tabla IX.selecciona y se diseña una cinta.

Las características a tener en cuenta son:- Densidad del material suelto (Vm3). 3.5.3. Velocidad de transporte- Angulo de reposo dinámico (grados).- Pendiente máxima remontable (grados). La velocidad de las cintas tiene una influencia decisiva

sobre el diseño y elección de la banda, Tabla X.- Grado de alteración del material por efectos mecáni-

cos, químicos y temperatura. En general, el diseño más económico se alcanzacon las mayores velocidades. El límite impuesto

Los valores de los materiales más comunes pueden es debido al tipo y naturaleza del material,verse en la Tabla VIII. Tabla XI.

El ángulo de reposo dinámico es, en general, menor El aumento de la velocidad de la cinta produce unque el ángulo de inclinación natural del material trans- incremento en la capacidad de transporte para unaportado y depende del tipo de material, de la velocidad banda dada; pudiendo seleccionarse entonces unade la cinta, del diseño del punto de alimentación, y de menor anchura o un menor ángulo de artesa della pendiente de la instalación. ramal superior. Consecuentemente, esta reducción en

los esfuerzos de accionamiento puede ayudar adisminuir el tamaño de los elementos constitutivos delas cintas.

3.5.2. Inclinación de la cintaLos inconvenientes de las velocidades elevadas son:

El transporte de materiales a granel se ve limitado por desgastes de las bandas, especialmente en cintasel ángulo máximo que impide remontar la pendiente y cortas, posibilidad de dañar el material transportado yque, en función de las características del material, oscila mayores potencias de accionamiento.entre 150 y 20°. No obstante, para conseguir mayoresinclinaciones se dispone de tipos de banda especiales Como guía de selección se adjunta la Tabla XII.

298

TABLA VIIIPropiedades de los materiales a transportar

Densidad Angulo de Pendiente máx. Efectos posiblesMATERIAL reposo de transpo rte

(Vm3) (°) (8) Mecánico Químico Temp.

Cenizas húmedas 0,9 15 18Cenizas secas 0,65-0,75 16Sulfato amónico 0,75-0,95 22 + ++

Bauxita fina 1,9-2,0 18 +

Bauxita triturada 1,2-1,4 18-20 ++Escorias de fundición 1,2-1,4 18 ++ +

Arcilla 1,8 15-18 18-20Carbón 0,75-0,85 18 18 +Carbón fino 0,8-0,9 10 18-20Clínker 1,2-1,5 10-15 18 ++ ++Coque 0,45-0,6 15 17-18 ++ ++Hormigón húmedo 1,8-2,4 0-5 16-22 ++Minerales de cobre 1,9-2,4 15 18 ++Roca triturada 1,5-1,8 10-15 16-20 ++

Feldespato triturado 1,6 18 ++

Arenas y gravas húmedas 2,0-2,4 15 20

Arenas y gravas lavadas 1,5-2,5 18 12-15

Grafito en polvo 0,5 20Granito triturado 1,5-1,6 20 ++

Gravas sin clasificar 1,8 15 18-20

Yeso en polvo 0,95-1,0 23Yeso triturado 1,35 18

Mineral de hierro 1,7-2,5 15 18 ++

Pellets de hierro 2,5-3,0 12 15

Briquetas de lignito 0,7-0,85 15 12-13Caliza triturada 1,3-1,6 15 16-18 + i

Lignito seco 0,5-0,9 15 15-17Lignito húmedo 0,9 15-20 18-20

Mineral de manganeso 2,0-2,2 15 18-22 ++

Fosfato fino 2,0 12-15 18 +

Fosfato triturado 1,2-1,4 15 18-20 ++Potasa 1,1-1,6 15 18 + +Turba 0,4-0,6 16

299

-------------------

TABLA IXValores de "K" según el ángulo de la cinta

ANGULO DE LA CINTAASCENDENTE/DESCENDENTE COEFICIENTE DE REDUCCION (K)

(Grados)

2 1,00

4 0,99

6 0,98

8 0,97

10 0,95

12 0,93

14 0,91

16 0,8918 0,85

20 0,8121 0,78

22 0,76

23 0,73

24 0,71

25 0,68

26 0,66

27 0,64

28 0,61

29 0,59

30 0,56

TABLA X

APLICACIONES VELOCIDAD DE LA CINTA (m/s) {

Casos especiales 0,5

Caudales pequeños de material que deben protegerse(cinta de coque) 0,5 - 1,5

Aplicaciones estándar (canteras de grava) 1,5 - 3,5

Flujos elevados a grandes distancias (minería a cielo abierto) 3,5 - 6,5

Aplicaciones especiales. Apiladores 6,5 y mayores

300

TABLA XI

TIPOS DE MATERIAL VELOCIDAD

• Fuertemente abrasivo

• Fino y ligero• Frágil Velocidad pequeña

• Granulometría gruesa, densidad elevada

• Poco abrasivo

• Densidad media Velocidad alta

• Granulometría media

gt

TABLA XII

TIPOS DE MATERIAL 7 2 3 4 5 6 7 APLICACION

Carbón (fino)

Cenizas volantesCentrales térmicas

Clínker de cemento Plantas de cemento

Coque Siderurgias E

Sal fina Industria de la potasaSal residualArenas y gravas Minas y canteras

Cemento, cal Plantas de cementoCaliza (triturada)Cereales Silos de cereales

Carbón (triturado) Plantas subterráneasCentrales térmicasIndustria del cemento

Minerales Instalaciones de carga

Carbón Parques de mineral

Sal triturada Sistemas de transporteBauxita a grandes distanciasFosfato

Lignito Extracción de materialesEstériles a granelConcentrado de fosfato Minas a cielo abierto

Velocidad de la cinta 1 2 3 4 5 6 7 m/s

Velocidades de las cintas

de las series estándar

1 1 Velocidades de Velocidades de1 1 transporte estándar transpo rte posibles

ini

3.5.4. Anchura - Producción horaria, y

Las anchuras de banda se encuentran estandarizadas, - Granulometría del material.

al igual que los rodillos y otros elementos constructivosde las cintas, Tabla XIII. En función de la granulometría máxima del material seLa anchura de banda se ve condicionada por los puede determinar la anchura de banda más adecuada,siguientes factores: Tabla XIV.

TABLA XIII

300 400 500 600 650 800

ANCHURA DE 1.000 1.200 1.400 1.600 1.800

BANDA B (mm) 2.000 2.200 2.400 2.600 2.800

3.000 3.200

TABLA XIV

TAMAÑO MAXIMO DE BLOQUE ANCHURA MINIMADIMENSION K (mm) DE BANDA (mm)

100 400

150 500

200 650

300 800

400 1.000

500 1.200

550 1.400

650 1.600

700 1.800

800 2.000

Pero en la práctica, el tamaño máximo de los bloques donde:se suele limitar a los 400 mm, Fig. 26, pues de locontrarío, el número de averías y problemas operativos B = Anchura de la banda (m).sufrirían un fuerte incremento. B, = Anchura de la banda ocupada por el material (m)

0,9 B - 0,05 para B 5 2 m.8 - 0,25 para B > 2 m.

É8,1 a = Longitud del rodillo central (m).

WoR�co b = Longitud de trabajo de los rodillos laterales (m).

o tEX = Angulo de artesa. Los ángulos utilizados son:

20=- 250- 30°- 35° - 400 - 450.X PRACTICO

o f3 = Angulo de talud dinámico del material. Este seá determina en función del ángulo de reposo delá material según la Tabla XV.►- o

500 $000 1500 2000ANCHURA DE BANDA (mm)

Figura 26.- Relaciones teoricas y practicas entre e, tatua no TABLA XVmáximo de los bloques y la anchura de las bandas.

Angulo de reposo3.5.5. Capacidad de transporte

5° 0° - 20°El caudal horario de material que es capaz de transpor-tar una cinta se calcula con la expresión: 10' 20° - 30°

Q0(m'/h)=3600.S.v.K20' 30° - 34°

25' 350 - 40°

30' > 40°Qm (t/h) = 3600 . S . v . K . p,

donde:S = Area de la sección transversal de la carga (m2). Para agilizar los cálculos, las cantidades teóricas trans-

portadas en cintas horizontales considerando unav = Velocidad de transporte (m/s). velocidad de 1 m/s, según la anchura de banda y tipoK = Coeficiente de reducción según la inclinación de de artesa, se encuentran reflejadas en la Tabla XVI.

la cinta.

p = Densidad del material suelto (t/m3).

La sección "S" queda definida por las dimensiones 3.6. Cálculo de la potencia de acciona-reflejadas en la Fig. 27. mientoEn dicha sección se tiene una serie de áreas parcialescuya suma es: El cálculo de las resistencias al movimiento que presen-

tan las instalaciones de cintas constituidas por un soloS = S, + S„ + 2 S,,, tramo de pendiente única , queda reducido al de las

S=a . b. sen X+b2 . sen k . cos X+0,067 (a + 2b. cos X)2, resistencias por rozamiento de los órganos giratorios,exclusivamente rodillos si se desprecian las que ofrecenlas poleas, y al que presentan los pesos propios de labanda y el material transportado. A continuación, se

II sigue la metodología propuesta por Firestone.

Si se considera la siguiente terminología:

C = Coeficiente empírico.

f = Coeficiente de rodadura de los cojinetes de los•- rodillos.

Po = Peso del material transportado por metro lineal de.- .- -----._ � _-cinta.

Figura 27.- Sección transversal de una cinta con carga. Po = Peso por metro de banda.

qnV

TABLA XVI

Banda en artesa

Ancho de Banda DIN 22107 Artesa 20° Artesa 25° Artesa 30° Artesa 35° Artesa 40° Artesa 45°banda plana L, L, L, = L2 (m'Ih) (m'/h) (m'th) (m'lh ) (m'lh) (m'ih)(mm) (m'lh ) rodillo Artesa 20°

(mm) central (m'/h) (mm)

300 12 132 132 132

400 23 165 165 165

500 38 200 200 74 200 74 80 87 91 95 98

650 69 250 250 133 250 133 144 156 164 172 176

800 108 315 315 208 315 208 227 244 258 269 276 F1.000 173 380 380 336 380 336 365 394 415 434 445

1.200 255 465 465 494 465 494 537 580 610 638 654

1.400 351 530 530 680 530 680 738 798 840 878 900

1.600 464 530 735 850 600 898 976 1.055 1.110 1.160 1.190

1.800 592 600 800 1.085 670 1.145 1.245 1.340 1.415 1.475 1.515

2.000 735 665 870 1.350 740 1.422 1.545 1.665 1.760 1.835 1.880

2.200 893 735 930 1.675 800 1.730 1.880 2.030 2.140 2.235 2.290

2.400 1.070 800 1.000 2.010 870 2.070 2.250 2.430 2.560 2.670 2.740

2.600 1.260 870 1.060 2.390 940 2.430 2.640 2.850 3.000 3.135 3.220

2.800 1.465 930 1.140 2.770 1.000 2.840 3.085 3.330 3.510 3.660 3.760

3.000 1.683 1.000 1.200 3.200 1.070 3.270 3.550 3.830 4.040 4.210 4.320

Fuente: FIRESTONE

i'.Ps = Peso por metro de los órganos giratorios del y las del ramal inferior por

ramal superior.P, = Peso por metro de los órganos giratorios del F, = C . f . L . [Pa . cos 8 + P,j.

ramal inferior.8 = Angulo de inclinación de la instalaciónL = Longitud de transporte Las resistencias debidas a la componente del peso del

material paralela al plano inclinado de la instalación Son,H = Desnivel de transporte. Fig. 28:

Las resistencias al rozamiento del ramal superior vienen Hexpresadas por: ± Q . sen 8 = ± Po . L . = ± Po . H.

FS=C.f.L.[(P,+P5)cos8+Psj, L

liT1

L

8 T2 HT.

T3

PO cos8 (Po+P8)•cos1

Figura 28.- Esquema de pesos y tensiones en una cinta inclinada de un solo tramo.

304

Las resistencias debidas al peso propio de la banda no transportado, introduciendo, por tanto, resistenciashay que considerarlas por contrarrestarse las de ambos adicionales.ramales.

Aceleración del material en el punto de carga.Así pues, la suma total de las resistencias a vencer, es Tiene mucha importancia para caudales mayores dedecir la fuerza tangencia) necesaria para el movimiento 1.000 tlh y velocidades superiores a 2 m/s. Es fácilde la banda será: determinar la potencia absorbida por este concepto.

F=C.f.L. (Po+2P8).cos8+PS+P,±H.PQ.En la Fig. 29 se dan los valores de los coeficientes Cen función de la longitud de la banda.

A. Coeficiente C

El coeficiente C que aparece en las fórmulas permite 2.0calcular las fuerzas de rozamiento producidas por los 1.g • 1pesos de la banda y del material transportado.

1.8 I I

Este coeficiente, cuyo valor se deduce empíricamente, w1 7y que varía según la longitud de transporte, no tiene zotro objetivo que el de compensar los errores que se Lu 1.6introducen en el cálculo de los rozamientos al no w 1.sconocer exactamente los valores de los coeficientes de ofricción reales en los rodillos, y a las variadas resisten- " 1.4cias no localizadas que pueden aparecer a lo largo delas bandas transportadoras y que no se tienen en 1.3cuenta en un primer cálculo, que es el caso normal.

liPor consiguiente, si en un cálculo detallado más preciso

1.2

se tienen en cuenta todas las resistencias localizadas yse parte de coeficientes de rozamiento mucho más 1.1ajustados a la realidad, se puede prescindir en aquél de 1.0sla introducción de dicho coeficiente. 1.031.0

80100 200 300 500 1000 2000 5000Las resistencias localizadas más frecuentes se deben a: LONGITUD DE BANDA (m.)

Figura 29.- Valores del coeficiente C según las longitudes de- Flexión de la banda en su paso por los tam- las cintas.

bores . Según que el tambor sea de reenvío, detensión, que esté situado en el ramal tenso o flojo,

Se observa el valor de C es muyy en función del arco abrazado (150 a 2400), la que Y pararesistencia correspondiente oscila entre 18 y 25 kg. bandas de pequeña longitud, decreciendo rápidamentePara tambores con arcos inferiores a 150°, se suele al aumentar ésta. Se debe a que en aquellas, generaltomar una resistencia de 14 kg. mente de poca garantía en lo que concierne a perfec-

ción en su ejecución y a tener posibles resistenciasSi las poleas ruedan sobre ejes de bronce o antifric- localizadas que no se tienen en cuenta, no hay másción, los valores anteriores se duplican. remedio que aumentar indirectamente el coeficiente de

seguridad, a base de considerar longitudes ficticias de- Rascadores de limpieza . En la literatura técnica cálculo, L' = CL, mucho mayores que las reales.

también se dan los valores de las resistencias queintroducen estos dispositivos. En cambio, para bandas de longitudes elevadas y, por

tanto, de mucho más compromiso y responsabilidad, se- Guías laterales de la banda . Dan lugar a resisten- parte del principio de que el grado de corrección de la

cias elevadas por rozamiento, tanto que, a veces instalación y de su mantenimiento, dispositivos depuede superar el valor de la resistencia al avance seguridad, etc., así como también el grado de acierto depor rozamiento en rodillos de la propia banda la elección de las bases de cálculo de la banda y decargada. tener en cuenta todas las resistencias localizadas que

se pueden valorar, son de suficiente garantía como para- Dispositivos de centrado de la carga . Pueden arriesgar, en definitiva, una disminución del grado de

introducir resistencias. apreciables y que sean dignas seguridad con que se acomete el diseño.de considerar.

- Retención lateral del material a lo largo del 8. Coeficiente de rozamiento.ramal cargado . Este sistema puede adoptarse, a El valor del coeficiente de rozamiento, "f", varía bastanteveces, como recurso para aumentar el caudal según las condiciones de trabajo, es decir, según que

305

If�

la banda vaya cargada o descargada y también por con- Esto tiene mucha importancia en el arranque a plenadiciones de seguridad, como por ejemplo, en cintas carga y en tiempo muy frío, por ejemplo, al iniciar ladescendentes. Así, a tales efectos, conviene tomar para jornada laboral en invierno.éstas y con tramo cargado, un coeficiente menor que elde una banda de iguales características que sea Si la temperatura ambiental es muy baja, por debajo deascendente u horizontal. -15°C, no resulta económico hacer el cálculo de la

banda para el valor resultante del coeficiente Af. Es másLa influencia del ramal superior o interior en el valor lógico reducir el caudal en el arranque en tales con-del coeficiente de rozamiento se debe al tipo de diciones.carga que transporta aquél, por el tamaño de lostrozos mayores del material; asimismo depende del La influencia del ángulo de artesa en el coeficiente deángulo de artesa y, principalmente, de la flecha de la rozamiento puede alcanzar incluso a Af = 0,012, que,banda entre los rodillos, es decir, en este último caso sumado al incremento propio por cuestión de temperatu-depende de la distancia entre éstos y de la tensión ra, puede llegar a dar valores totales para el coeficientemedia de la banda en ellos. En el ramal de retorno, de rozamiento de 0,031 a 0,032.por ausencia de material y por la menor flecha de labanda, el valor del coeficiente de rozamiento es Generalmente, el valor del coeficiente de rozamientomenor. "base" del cual se parte, añadiendo los incrementos

correspondientes para determinar el valor definitivo,Aunque se habla del "coeficiente de rozamiento", en es de f° = 0,018. El valor total es f = f° + E Al.realidad su significación es más amplia, puesto que,aparte de englobar el factor rozamiento en los ejes, Cuanto más desnivel haya en la elevación otiene también en cuenta la resistencia adicional al descenso del material, menos influencia tendrá enmovimiento de la banda que ofrecen el material y la el cálculo el error cometido al tomarse un ciertopropia banda al flexar a su paso por los rodillos. En valor para f.realidad se trata de un factor de rozamiento, y no un"coeficiente" de rozamiento propiamente dicho. Para instalaciones de compromiso es convenienteLa temperatura tiene mucha influencia en el valor del cometer como máximo un error en f de ± 0,001.coeficiente de rozamiento. Por ejemplo, según KleberColombes, su aumento para una temperatura de T°C, Los valores corrientes del coeficiente f, teniendo enpor debajo de 0°, es cuenta los roces no localizados son, para temperaturas

mayores que -5°C, según Kleber Colombes, los in-áf = 2 x 105 T2 cluidos en la Tabla XVII.

TABLA XVII

Ramal retorno RamalPerfil Tipo Peso trozos mayores material Ramal superior superior

no cargado cargado

Horizontal 40 kp 0,022 0,022Fijo

0 40 kp 0,022 0,025

ascendente Ripable y con Todos los valores de laaparatos diversos masa del material 0,025 0,030

3.6.1. Pesos unitarios Por otro lado, en cuanto a los pesos de las bandas yórganos giratorios de los rodillos portantes, si en los

El peso del material transportado por metro lineal de primeros momentos no se dispone de un diseño deta-cinta, puede calcularse a partir del caudal de material llado, pueden estimarse conjuntamente a partir de laprevisto y velocidad de la banda. Tabla XVIII, según la robustez de la construcción de la

cinta.a

P. (kg/m) = '" Con relación a las bandas, el peso total por metro3,6 . v lineal es igual a la suma del peso de la carcasa

306

TABLA XVIII

Anchura de banda 8 (mm) 300 400 500 650 800 1.000 1.200 1.400 1.600 1.800 2.000 2.200 2.400 2.600 3.000 3.200

Cinta ligera 8,5 15,0 18,5 22,5 30 37 54 63 81 106 118 128 140 161 180 200

Cinta estándar 10 16,5 21 25,5 35 52 77 89 130 154 192 207 242 256 302 345

Cinta robusta 13,0 18 24 28,5 40 67 100 115 179 202 266 287 344 371 425 490 ff

35000 ih 5

donde:

2 30000 s„ s2 = Espesores de recubrimiento (mm)

Pa Densidad del material de recubrimiento- - hits -á 25000 --• - - - - (Aprox. 1,1 k/dm3 para operaciones están-

dar.)20000

Así pues, disponiendo de ambos valores, se tendrá que:15000

Pb (PZ + 0 B•s� ' 2ml

10000 donde:

soco I ' I ' I {misB = Ancho de banda (m).

l l 1 10 200 400 600 800 1000 1200 1400 1600 Los pesos de los órganos giratorios del ramal superior

PQ (Kg/ni) e inferior pueden estimarse en cada caso a partir de lasFigura 30.- Cálculo del peso del material por metro de banda. Tablas XIX y XX.

En el caso de las partes más robustas de una

más el eso de los recubrimientos. Ambos puedencinta, como son las de alimentación, donde se dis-pone de rodillos especiales de impactos con un

determinarse a partir de los catálogos proporcionados espaciamiento entre ellos pequeño, los pesos depor los fabricantes y, en su defecto, con la Fig. 31 estos órganos giratorios se pueden calcular con lapara el primero y con la siguiente expresión para el Tabla XXI.segundo:

Como el peso de los órganos giratorios está con-p, (kg/m) = pa (s, + s2) centrado principalmente en los tubos de los rodillos, los

pesos se afectan normalmente de un coeficiente reduc-tor de 0,9.

7000

6000 3.6.2. Potencia de accionamiento

M Soco I Después de calcular la fuerza tangencia) en el tamborJ motriz, la potencia de accionamiento del mismo se

calcula con las siguientes expresiones:41 4000 CARCASA CABLES ACERO,o ta F.vZ 3000 W (CV) _

75loor2000

w F.v

RCAU1000 CA1 1 TEXTILW (kW) _

100

0 5 to 15 20 25 30 35 40PESO DE LA CARCASA W9/0) Para estimar la potencia total es preciso considerar un

coeficiente de eficiencia mecánica (11), cuyo valor esFigura 31.- Pesos de la carcasa por unidad de superficie. función del sistema de accionamiento.

307

TABLA XIXPesos de los órganos giratorios del ramal superior

Anchura de Diámetro PESOS (kg)banda del rodillo(mm) (mm) 1 sección 2 secciones 3 secciones 5 secciones

300 88,9 3,2 4,1

88,9 3,9 4,7 5,4400 108 5,6 6,6 7,3

133 7,6 1 8,7 9,6

88,9 4,5 5,5 6,1500 108 6:6 7,8 8,4

133 8,9 10,4 11,1

88,9 5,5 6,3 7,0650 108 8,0 9,0 9,8

133 10,8 12,1 13,1

88,9 6,7 7,4 8,3 9,0800 108 9,8 10,6 11,6 12,4

133 13,3 14,2 15,6 16,3

108 11,7 13,2 13,6 14,21.000 133 15,9 17,8 18,2 18,9

159 21,9 24,7 26,3 28,0

108 14,2 15,0 16,3 16,31.200 133 19.3 20,5 22,3 21,7

159 26,1 28,0 24,5 31,9

1.400 133 21,8 23,3 25,0 24,3159 29,3 31,6 35,5 35,0

1.600 133 25,1 26,5 28,0 28,5159 33,4 35,0 38,7 39,3

1.800 133 27,6 29,1 30,7 31,5159 37,8 39,5 42,4 42,5

133 30,2 31,8 33,3 33,52.000 159 40,2 43,3 47,0 46,5

193,7 69,1 76,4 80,1 89,5

159 46,5 49,0 50,1 49,52.200 193,2 77,8 82,6 93,2 95,5

2.400 159 50,7 51,5 53,5 53,0193,7 86,6 91,4 93,2 100,5

2.600 159 55,1 57,5 56,5193,7 97,2 97,6 107,0

159 58,5 59,1 60,02.800 193,7 103,0 • 106,4 113,0

3.000 159 63,0 65,5 65,0193,7 109,0 112,5 121,5

3.200159 70,0 71,5 68,0193,7 120,0 123,0 126,5


308

TABLA XXPesos de los órganos giratorios del ramal inferior

con rodillos de discos (kg)

Anchura de Diámetro Diámetro del PESOS (kg)banda del tubo disco(mm) (mm) (mm) 1 sección 2 secciones

400 51 120 4,0 5,0

500 57 133 5,7 6,8

650 51 133 6,8 8,1

800 63,5 150 11,7 13,2

1.000 63,5 .150 13,0 14,5

1.200 88,9 180 22,2 23,9

1.400 88,9 180 24,2 25,9

180 31,9 33,91.600 108 215 42.0 44.5

1.800 108 180 34.3 36.3215 44,9 47,3

2.000 198 100 31,3 39,3215 48,8 51,8

2.200 133 215 59,8 62,8250 73,8 76,8

2.400 133 215 62,4 67,2250 77,5 82,3

2.600 133 215 68,7 71,7250 84,9 87,9

2.800 159 290 130,6 138,2

3.000 159 290 138,4 146,3

3.200 159 290 146,2 154,4


�nn

TABLA XXIPesos de los órganos giratorios en el área de alimentación

Anchura de Diámetro Diámetro de PESOS (kg)banda del tubo rodillos de(mm) (mm) impactos (mm) 1 sección 2 secciones

1.000 88,9 156 19,1 21,1

1.200 108 180 30,8 32,8

1.400 108 180 35,7 40,5

1.600 108 180 42,2 45,0

1.800 133 215 67,1 71,1

2.000 133 215 73,6 77,6

2.200 133 215 80,1 84,1

2.400 159 250 117,5 127,5

2.600 159 250 127,3 137,5

2.800 193,7 290 201,0 221,0

3.000 193,7 290 214,0 234,0

3.200 193,7 290 230,0 252,0


TABLA XXII

Sistema de accionamiento Sistema de frenadoEficiencia

Simple n+ Múltiple 11+

Tambor con motor acoplado 0,96

Tambor con transmisiónsecundaria 0,94 0,92

Tambor con transmisiónsecundaria y embrague 0,95 - 1,0hidráulico 0,90 0,85

Tambor con motor hidráulicoy bomba 0,86 0,80

Cuando F es positiva, la potencia requerida se calcula T,con:

WM = W/it+,F

y en caso contrario con:

WM=W .11-.

El accionamiento debe concebirse de tal forma qal aquearrancar a plena carga no se supere un determinadovalor múltiplo de la fuerza tangencial . Los factoresmultiplicadores para calcular esos valores son los si-guientes:

T2x = 1,25 Regulación eléctrica de arranque con inducido

de anillos colectores.Figura 32.- Accionamiento de una banda por un tambor motriz

x = 1,6 Motor con rotor en cortocircuito y con acopla-miento de arranque. c

x = 2,2 Motor con rotor en cortocircuito sin acoplaLa tensión de la banda que abandona el tambor debe

miento de arranque. Sólo para cintas desuperar, en el momento de arranque, el ovalor T, en unporcentaje del orden de un 30% a un 60%, como ya se

pequeña longitud. ha indicado, ya que en ese momento el esfuerzo motoralcanza

Los valores de potencia estándar son los recogidos entambién un valor máximo superior en un 30%

la Tabla XXIII.a un 60% al esfue rzo en régimen uniforme F.De este modo, el valor a tener en cuenta para T, será:

TABLA XXIIIT2A _ (1,3 + 1,6) . TZ

POTENCIAS (kW) - (DIN 42973 estándar)

1,5 22 160 En la mayoría de los casos es conveniente tomar la

2,2 30 200 tensión TZ„ como tensión mínima, para no tener que

3 37 250 considerar en el cálculo de la banda los incrementos

4 45 315 pasajeros de tensión durante la puesta en marcha de la

5,5 55 400 cinta.

7,5 75 50011 90 630 Las especificaciones de fabricación de la banda se15 110 determinan tomando como base la tensión de entrada18,5 132 en el tambor, T„ que es el valor máximo en cintas

horizontales o ascendentes.

El valor previsible de la tensión es la suma de latensión de la banda al abandonar el tambor de accio-

3.7. Cálculo de tensiones en la banda namiento y el esfuerzo motor sobre el tambor , según laecuación:

La transmisión de potencia del tambor motriz a unabanda transportadora obedece a la condición límite deEytelwein-Euler por la que se respeta un valor teórico T, = T,»,, + T.mínimo en el punto en que la banda abandona eltambor. La tensión de la banda aumenta a lo largodel perímetro del tambor motriz, según una función

Es decir, como si el valor TZA se alcanzara en régimenlogarítmica en el límite, desde el valor inicial hasta elfin. de marcha..

Si se utilizan varios tambores motrices para accionarT, w° 1 una cinta transportadora, los esfuerzos se calcularán

e T2 = F . para cada uno de ellos.T2 e -1.

En la práctica, el máximo arco abrazado que es posible1 obtener sobre un tambor es 240°; los valores del

F = T, - T, T, = F [1 + j coeficiente de rozamiento entre banda y tambor see - 1 pueden estimar utilizando la Tabla XXIV.

311

TABLA XXIVT,

Superficie del Sin Con T°tambor recubrimiento recubrimiento F.

Seca 0,35 0,40 _._._.

Húmeda 0,20 0,35 F,Mojada 0,10 0,30

TiT3

Accionamiento en cabeza.Otros valores de utilidad para una estimación rápida de

Figura 33.-

las tensiones son los recogidos en las Tablas XXV yXXVI. T, = T2 + F

A continuación se pasa a estudiar, para los distintos T, = T, = T2 + F;tipos de instalaciones de trazado simple, el cálculo delas resistencias pasivas que presentan al movimiento dela banda y tensiones que se originan en éstas. Los Si la tensión T, así calculada resulta inferior a unsímbolos empleados son los siguientes: mínimo T, prefijado para que la flecha en dicho lugar no

a = Arco en grados abrazado en el tambor motriz.sobrepase un valor máximo dado, debe hacerse T, = T,

g = Coeficiente de rozamiento entre banda y tambor T3 = T,motriz.

W = Potencia necesaria en el tambor motriz.T2 = T, - F;

F = Fuerza tangencial en el tambor motriz (o suma de T, = T2 + F.las fuerzas de los diversos tambores).

FS = Resistencias pasivas por roce a superar en el Si el accionamiento motriz está en cola:ramal superior.F. = Resistencias pasivas por roce a superar en el T3

ramal inferior.

F, = Fuerza de frenado. TzF

T, = Tensión mínima aceptable en un punto de labanda.

3.7.1. Transporte horizontal F.T.

Al ser nulo el desnivel H de transporte, las fuerzas T,necesarias para el movimiento de los dos ramales de labanda son iguales a las resistencias pasivas por roza Figura 34.- Accionamiento en cola.miento.

1Fs=C..f. L.(Po+PB+Ps) T2=F.

e"°- 1F=C.f.L.(PB+P,)

T, = T2 + FF=Fs+F,=O.f.L.(P0+2PB+PS+P,).

T3=Ta=T2+Fs.

Si resulta T2 < T„ es necesario hacer T. = T,. Con ello:Si el accionamiento motriz es en cabeza:

T2=T,

1 T,=F+T2T2=F.

T,=T,=T2+FS.

312

TABLA XXVValores de elw

fl 0,20 0 ,25 0,30 0,35 0 ,40 0,45 0,50CC

180 1,88 2,20 2,56 3,00 3,51 4,12 4,82

190 1,94 2,29 2,70 3,18 3,75 4,44 5,25200 2,01 2,40 2,85 3,40 4,04 4,82 5,73

210 2,08 2,50 3,00 3,60 4,32 5,20 6,23

220 2,16 2,60 3,17 3,83 4,65 5,64 6,82230 2,23 2,73 3,32 4,07 4,97 6,09 7,43

240 2,32 2,85 3,51 4,34 5,35 6,60 8,13

Fuente: FIRESTONE

TABLA XXVI1

Valores dee"a - 1

0,20 0,25 0 , 30 0,35 0,40 0,45 0,50

180 1,15 0,83 0,64 0,50 0,40 0,32 0,26

190 1,06 0,77 0,59 0,46 0,36 0,29 0,23

200 0,99 0,71 0,54 0,42 0,33 0,26 0,21

210 0,93 0,67 0,50 0,38 0,30 0,24 0,19

220 0,86 0,63 0,46 0,35 0,27 0,22 0,17

230 0,81 0,58 0,43 0,33 0,25 0,20 0,16

240 0,76 0,54 0,40 0,30 0,23 0,18 0,14

Fuente : FIRESTONE

Debe preferirse el accionamiento en cabeza al de cola 1 e"° - 1para disminuir las tensiones resultantes. F2 = F + F.

e"° + 1 e"° + 1

Si el accionamiento es en cabeza y cola , el cálculo delas tensiones mínimas se realiza por:

e"2° - 1 Además:F2 = [F + (e"•` - 1) Fil.

e"2,,2 eu1°1- 1 F,=F-F2

Si se da: 1T2 = F, -

p, = µ2 y a, = a2, resulta e"'Q' - 1

313

1

r.

el resultado es:T,

1T2 = F,

F, e"2aT4

2 T, = F,e p2a2-1

F„ T, = T2 + F,T2

Ta T, = T, + F5

Figura 35.- Accionamiento en cabeza y cola.T3 = T, + F2.

T, = T2 + F, Pero si resulta que T, < T,, deberá hacerse T, = T, y lastensiones T„ T2 y T, han de aumentarse en la diferencia

T,=T,-F5 T,_T,.

T,=T,+F2

Las potencias W, y W2 son: 3.7.2. Transporte ascendente

En este caso la fuerza motriz F necesaria será para

W, (CV) =F, contrarrestar las fuerzas de rozamiento F5 y F, y la75 precisa para que el material salve el desnivel H:

F=C.f.L.[(Po+PB).cosS+PS+P,J+H.P.

W2(CV)= F2-v Fs=C. f.L.[(P,+PB).cos6+Ps]75

F;=C. f.L.[PB.cos6+Pj.

Puede suceder que se dé una distribución determinadade potencia, es decir, prefijados F, y F2. En este caso, Si el accionamiento motriz está en cabeza , Fig. 36:si se produce la relación:

F, 1 < F2 [1 + 1 J - F, T,e' - 1 e"2a2

F.

se obtiene: H. Po

1 Ta H. P,T, = F2.

e

T, = T, + F2H PB

T2T2 = T, - F; T.,

T, = T2 - F, Figura 36.- Transporte ascendente con accionamiento en cabeza

1T2 = F .

Pero si se da e"° - 1

1 1 T, = T2 + FF, > F2 [1 + F;,

e" -1 e�a2-1 T, = T, = T2 + (F,-HPB).

314

Si resulta T, < T„ debe tomarse T, = T,.

T3 = T, = T,F.

H P°T•T, = F + T2. H- P,

Si el accionamiento motriz está en cola, Fig. 37:

T3 F, T,

H Po T

F,

H' P, Figura 38.- Transpo rte ascendente con accionamiento en cabezaT2 H P, y cola.

Si se verifica que µ , = µ2 y a, = a2, queda:

1 e"° - 1F2= F+ R;

e"° + 1 e"° + 1

F' T4 F, = F - F2

H. P, T, 1

Figura 37.- Transporte ascendente. T2 = F,e _ 1

1 T, = T2 + F,TZ F e T, = T, - [Fs + H . (Pa + Pa)l

T = T2 + F T3 = T, + F2.

T3 = T. = T, + (H . PB - F;). Las potencias son:

Si resulta T. < T„ hay que tomar T2 = T,: W1(CV) =F, . v

T2 = T,75

T, = T2 + F W2(CV) = F2 v75

T3 = T, = T, + (H . PB - F).Si tenemos una distribución dada de potencia, y se dala condición:

También en este caso es mayor el accionamiento encabeza que en cola.

1 1Si el accionamiento es simultáneo en cabeza y cola , F. < F2 [1 + 1 - (F, - H . Pg),Fig. 38 , se obtiene : e- - 1 e"2°2 - 1

e4°2 - 1 es decir. si T2 < T, - R„ la tensión T2 debe derivar deF2= [F+(e"'°'- 1).R,],e4o2 e" - 1 T, y las tensiones son:

1T, = F2.

siendo : e"2. - 1

R, = F; - H Pa . T3 = T, + F2

315

i

i

T2 = T, - (F, - H P8) T,T,

H. Pa

T, = T2 + F,. F.H•P6

Pero si se produce la desigualdad de sentido contrario , HP

+es decir , T2 > T, - R,, entonces manda la tensión T2 y: ,

F,

1T, F,

. e",a, _ 1T, T2

Figura 39.- Transpo rte descendente y accionamiento enT, = T2 + F, cabeza.

T, = T, -Fs - H (Po+P8) T, = T2 + F

T3 = T, + F2• T3 = T, = T2 + (H . P8 + F).

Si T, < T,, hay que hacer T, = T, y las tensiones T,, T2 La tensión T, debe ser como mínimo T„ con lo cual:y T, tienen que aumentarse en la diferencia T, - T,.

T3 = T, + T,

3.7.3. Transporte descendente (Banda impul-TZ = T3 - (H . P8 + F,)

sada) T, = T2 + F

La banda es impulsada en carga si se verifica que lacomponente del peso de la carga transportada paralela Pero si el accionamiento motriz es en cola, Fig. 40:al trazado de la banda es menor que las resistenciaspasivas que se oponen al movimiento. Es decir , siendo T36 el ángulo de descenso pequeño , si se da la condición : T, H" P,

F,

£L. Posen8<C . f.L(P,+2P8+Ps+P,) H.P.

H - P,2P8+Ps+P,sen6<C . f[1 + ], F.

PoT, T,

Figura 40.- Transpo rte descendente y accionamiento en co;ala fuerza de impulsión en vacío es:

C.f.L(2P8+P8+P ) , 1T2 = F .e"° - 1

y en carga (despreciando cos 6): T, = T2 + F

C.f.L(2P,+Ps + P,+Po)-LPosen6 . T3 = T, T, - (HPB + F)

Se deduce de ello que la fuerza de impulsión en vacíoserá mayor que la correspondiente en situación decarga , si se verifica que sen 6 < C . f. Cuando T2 < T,, hay que hacer:

La fuerza total para impulsar la banda es T2 = T,

F=C.f.L.[(P,+2P8). cos8+P, +P,]-H.PQ. T, = T, + F

T3 = T, = T, - (H . P. + F;).Si el accionamiento motriz es en cabeza , Fig. 39,resulta:

T2 = F .1

El accionamiento conviene ponerlo en cola cuando haye"" - 1 que frenar la banda.

316

3.7.4. Transporte descendente (Frenado ) T, = T2 + F

La banda debe ser frenada en carga cuando (despre- T3 = T, = T, + H PB + F.ciando cosb):L.P,.sen8>C.fL(P,+2P,+Ps+P,)

Cuando T2 < T, hay que tomar T2 =T,:

es decir: T, = T2 + F

2Pe +Ps+P, T3 = T, = T, + H.P, +F;.senS>C.f [1 + ).

PPero si el accionamiento es en cola:

_f

Puede suceder que la fuerza de accionamiento en vCcío.F.

T,C . f . L . (2 PB + Ps + P,), sea superior a la fuerza defrenado en carga:

H Po

L . P, sen 3 - C . f . L (2 P,, + P, + P, + P,). H. P,T,

En este caso sucede que:

senS<C.f.F,

T, H• P,Se tiene: T.Figura 42.- Transporte ascendente y trenado en cola.

F,=C.f.L.[(P,+P.)cos8+PS]

F,=C.f.L.(P,cos8+P,), 1T2 = F

el-1y la fuerza de frenado F,:

T, = T2 + FF,= H. Po - Fs - F,= H . Pa-

-C.f.L.[(P.+2PB.cos8+Ps+PT, = T, = TZ - (H.PB+F;)

Si el accionamiento es en cabeza , Fig. 41, c seCuando T, < T, hay que tomar:

recomienda sólo en transportadores cortos: T, = T,

T3 = T, = T,F

T2 = T, + H . Pe + F.

H. PT, = T2 + F.

Q

H.Siel transporte descendente es accionado en cabeza ycola se tiene:

e4a2F,F2 [F + (e"a, - 1) . (F; + H . Pa)1•

ep2a2 el"* ' 1iiZT,

Figura 41.- Transporte descendente y frenado en ca:-..

Si µ, µ2 y a, = a, se tiene:

1 1 e'« ~ 1T2 = E. F= F+ (F,+H. PB)

e""-1 e""+1 e" +1

317

F, = F - F2 T, = T2 + F,

1 T3 = T2 + ( F, + H . %)F2 = F, .

e"" - 1 T, = T, - F2.

T 'T4 Si T, < T, habrá que hacer T, = T, y aumentar

--H P,I ilas - Tnsiones T„ T2 y T, en la diferencia

a,

" P Para inclinaciones 8 > 1` el accionamiento motrizen cabeza y cola no produce, generalmente,

T2 ninguna reducción de tensión en la banda. EnT3 dicho caso, el accionamiento en cola es la solución

Figura 43 .- Transporte descendente con frenado en cola y cabeza . más favorable.

T, = T2 + F

T3 = T2 + (F, + H . PB)

T< = T3 - F2 3. 7.5. Ejemplo de cálculo

Se quiere calcular una cinta transportadora para unaLas potencias son: mina de lignito sabiendo que los principales datos de

partida son los siguientes:

W, (CV) = F' v Material lignito y = 0,7 t/m375

Capacidad de transporte 2.500 m3/h

W2 (CV) = F275v Longitud de transporte 600 m

Desnivel a superar 30 m; 8 = Z

Cuando se trata de una distribución dada de potencias Carga Regularen los tambores motrices , hay que considerar los doscasos siguientes: Ancho de la banda 1.200 mm.

1) Si se verifica que: Forma de sección artesa a 30'.

1 1F, <F2 [1+ ]+(F;+ H.PB)

1 em2a-1 Además, se sabe que los pesos previstos por unidad delongitud de la banda son:

Se tiene : PB = 30 kg/m.

1 P, = 26,7 kg/m (distancia entre rodillos superiores 1 m).T, = F2

e�a2 - 1 P, = 10, 3 kg/m (distancia entre rodillos inferiores 2 m).

T, = T, + F2

T2 = T, - (F, - H . PB) De acuerdo con esos datos, la producción horaria será:

T, = T2 + F,.0 = 2500. 0,7 = 1.750 t/h.

2) Si se verifica que la desigualdad anterior es ensentido contrario , se tiene:

T2 = F, 1 Según los valores de las Tablas IX y XVI y Fig. 29, 105e"'°' - 1 valores de 0,, K y C son respectivamente

318

Qm = 574 m3/h. T, = T2 + F,, - H . P9 = 4.582 + 713 - 900 = 4.395 kpK = 1,0.C = 1,17. T,=TT=4.395kp

El coeficiente de rozamiento de rodadura de los rodillos T.: 1792 kp T, = 8891 kpse fija en f = 0,025:

+ Wa: 410 CV• 210

Con esos datos se calculan la velocidad de transporte. = 0.4la fuerza tangencíal en el tambor motriz y la potencia de T= '792 T. : 2x52 kpaccionamiento:

Figura 45Q 1.750

v = 4,36 = 4,5 m/sQm . k . y 574.1.0,0,7 Il. Con a = 210° y µ = 0,4 (tambor con recubrimiento)

T, = 6.839. 1,3 = 8.891 kpQ 1.750

Po = _ = 108 kg/m T2 = 8.891 - 6.839 = 2.052 kp3,6 . v 3,6. 4,5 T, = 2.052 + (-260) = 1.792 kp

T, = 1.792 kpF=C.f.L. (Po+2P9). cos8+P.+P,+H. Pa

8. Accionamiento por dos tambores motrices enF = 1,17. 0,025. 600 ((108 + 2. 30). 0,994 + 26,7 + cabeza

+ 10,31 + 30 . 108 = 6.839 kp

F. v 6.839 . 4,5 T. = 1310 kp T, = 8336 kp

W,= _ =410CVÓ301 kW wu, : 274 CV75 75 ' : 180

�Tt'1330 kp ♦ r, 0.25

T, = 1310 kD

F,=C.LL.(P8.cos8+P) 137 CV210

F,. = 1,17. 0,025. 600 (30. 0,9994 + 10,3) = 713 kpr. = o,25

Figura 46H. P9=-30.30= -900kp.

A continuación, se estudian diferentes alternativas de111. Con a, = 180°, µ, = 0,25 (tambor sin recubrimiento)

accionamiento.a2 = 210°, µ2 = 0,25 (tambor sin recubrimiento)

A. Accionamiento por un solo tambor motriz encabeza

se tendrá:T. = 4395 kp T :11421 kp

We 4I0 CV &,, - 1 2,5 - 1elo¡.. M25 F2=F = 6.839. =2.283 kp

T, = 4395 kp T.. 4582 kp G-112 a3 . G, ll al -

1 2,5.2,2- 1

Figura 44

F, = F - F2 = 6.839 - 2.283 = 4.555 kp }

1. Con a = 210° y µ = 0,25 (tambor sin recubrimiento) F v 4.555.4,5Wa, - _ = 274 CV ó 201 kW

75 751

T, = F (1 + ] = 6.839. 1,67 = 11.421 kpd ° - 1 F2 . v 2.283. 4,5

Wá2 - 137 CVó 101 kWT2=T, - F = 11.421 - 6.839 = 4.582 kp 75 75

319

1 1T,=F,(1+ J=4.555. 1,83=8.336kp T3=F2(1+ J=2.185. 1,3=2.840kp

6

„µl al - 1 .2 a2 _ 1

T2=T,-F= 8.336-6.839= 1.497 kp T,=T,-F2=2.840-2.185=655kp.

T3= T2+F-H. P8= 1.497+713-900= 1.310kp3.8. Selección de la banda y coeficiente de

T, = T, = 1.310 kp. seguridadLos cálculos para el dimensionamiento de una banda

C. Accionamiento motriz en cabeza y cola deben efectuarse de una forma iterativa , pues en ladeterminación de las tensiones se ha partido de unosdatos previos característicos de las bandas , los cualesno pueden fijarse hasta una vez comprobado que los

T. _ 655 k° T, 7772 k° valores supuestos son admisibles o deben ser objeto de'; Z

0CV modificación . Al mismo tiempo , se habrán tenido enAd S

'--0,250,26 cuenta otros factores, como son las propiedades de losT,= 2840k° T, = 31i8k° materiales , etc.

22Wo, • 131 CV«,210 Una vez calculadas las tensiones máximas para elegir £fr, ° 0,4 la resistencia de las bandas, es preciso considerar unos

Figura 47 coeficientes de seguridad , que son la relación entre laresistencia a la rotura y la tensión de servicio calculada,con vistas a poder superar circunstancias tales como:

IV. Con los siguientes valores : - Esfue rzos a que se ven sometidos los elementos dela carcasa (cambios de transición de la banda,

a, = 210°, µ, = 0,25 (tambor sin recubrimiento) curvas , etc.).

a2 = 210°, µ2 = 0,4 (tambor sin recubrimiento) - Fenómenos de fatiga en la carcasa.Tensiones en regímenes transitorios : arranque yparada.Repartos de cargas desfavorables, etc.

se tendrán : Los coeficientes de seguridad que se establecen normal-„I,2 °2 mente son:

F2 [F+(e"'a2 - 1 ) (F, - H . PB)J= S = 10 en régimen."2 S = 5 - 6 en fases transitorias.

No obstante , con estudios detallados se pueden aceptar4,32 - 1 coeficientes más bajos:

[6.839+(2,5-1) . (-260)J = 2.185 kp4,32. 2,5- 1 S = 6 en régimen.

S = 4 en fases transitorias.

F, = F - F2 = 6.839 - 2. 185 = 4.654 kp A modo de sencilla guía, en la Tabla XXVII y Fig. 48 seindican los campos de aplicación de los diferentes tiposde banda.

F, . v 4.654.4,4,5w, _ = 279 CV Ó 205 kW TABLA XXVII

75 75

Campo de utilización Tensiones de bandaF2 . v 2.185. 4,5 de bandas (kp/m de ancho)

W. - _ = 131 CV ó 96 kW75 75

Textiles ligeras 2.500 - 3.200

1 Textiles de resistenciaT, = F, (1 + J = 4.654. 1,67 = 7.772 kp media 3 . 000 - 31.500

em1 al- 1Cables de acero 10.000 - 63.000

T2=T,-F,=7.772-4.654=3.118kp

320

Resistencia Para una selección rápida de la banda existen ábacosde banda que proporcionan los fabricantes, similares al de(Kplcm)

la Fig. 49.

6.000 -----------------

3.9. Radios de curvatura en el plano verti-5.000 Bandas de cablesde acero cal

4.000 iIr I

I Los trazados de las cintas pueden ser en el plano3.000 1 vertical muy variados, sobre todo cuando son largas.Los radios cóncavos presentan el riesgo de que, durante

2.000 r - - - - - -1 i el arranque, la banda se levante de los rodillos, pudien-1 do proyectar el material. En los convexos, la banda seBandas EP de) ciñe por completo a los rodillos, estando éstos some-1.000 13, 4 y 5 capas 1

tidos a mayores cargas que en condiciones normales,además de que los bordes de la banda sufren mayores

1.000 2.000 3.000 4.000 5.000 6.000 tensiones, existiendo el peligro de desgarramiento o

Longitud entre ejes (m) y mayores rotura.

Bandas ligeras EP de 2 capas(Antiguos campos bandas algodón) Para el cálculo del radio cóncavo se considera la

condición más desfavorable, es decir, la representada enFigura 48.- Campos de aplicación de diferentes tipos de bandas. la Fig. 50.

tRLOC10AD oE lt27POTENC A ( YW) LA S NOAt .h)

Qp pp pQ QQ QQ

ss]

ryiS 76 R .:-� X

y4 ,ooo

V31

esA

'l1 -. D«

gilii lRE515TENCIA NOMINAL CON UN F S S

2TENSION UNITARIA(N~

u]• FUER ZA PERIFEReA (N)•

JOO 200 .. i S b) 23 A ,SN U tl e7 ,25

35

-r. a éé r

000t100

2]00 �� . t.M

ANCHURA DE TEMSON ] vn

SANOA ( tnn,) T IN) FACTORMOTRIZ C,

•'N•At22 e

Figura 49.- Abaco de selección de bandas transportadoras.

321

TABLA XXVIII

T, Bandas de cablesR Anchura de de acero

Banda (mm) 1, = L,T= a o 30°T.T.

1

T= , R (m)

Figura 50.- Trazado con curva cóncava. 500 37,5

650 50,0

Dado que el ángulo "a" oscila entre 0° y 18° y la re- 800 60,5lación: 1.000 78,0

1.200 92,0T, + T, 1.400 108,0

PB 1.600 125,0

1.800 140,0

es muy grande, se puede considerar prácticamente un 2.000 158,0arco de circunferencia en lugar de una catenaria, con 2.200 175,0una seguridad adicional de 1,5.

2.400 191,0

Así pues, el radio se determina con la expresión: 2.600 207,02.800 225,0

T, + T, 3.000 240,0R = . 1,5.

PB

En las curvas convexas los factores que determinan elradio mínimo son:

- El alargamiento máximo permisible en el borde de 4. Operaciones básicas y prácticala banda. operativa

- La carga radial sobre los rodamientos de losrodillos. Dentro de este apartado se estudian algunas de las

operaciones que se llevan a cabo en el transporte concintas y que son de suma importancia si se desean

Para las bandas de cables de acero, suponiendo un alcanzar unos niveles de eficiencia altos y unos costesalargamiento adicional de 0,2% y la existencia de reducidos.estaciones de rodillos más próximas en la zona detransición, los radios mínimos que se recomiendan seindican en la Tabla XXVIII. 4.1. Carga de la cinta

El diseño y construcción de la zona de carga o trans-ferencia del material son de la mayor impo rtancia, ya

7R

71

que en ella se pueden producir daños y desgastes dela banda, así como una degradación del producto amanipular. Por ello, la tendencia es reducir al máximo elnúmero de estos puntos de transferencia.

En general, debe tratarse de conseguir:

- Caudal del material en la misma dirección con unavelocidad de transferencia igual a la de la cinta para

Figura Si- Cinta con curva convexa. evitar turbulencias.

- Altura de caída lo menor posible para evitar el des- - Guiadera para centralizar la vena del material.gaste y riesgo de rotura de la banda. - Faldones de cierre de la banda.

- Disposición regular del material en el centro de la - Estrelladeros con sistema antidesgaste.banda. - Rodillos de impacto revestidos de goma.

- Ausencia de roturas indeseadas del material. En general, las cintas transportadoras pueden cargarse- Escapes mínimos y escasa producción de polvo. mediante alguno de los siguientes procedimientos:

En la mayoría de los casos se utiliza una tolva de - Transferencia desde otra cinta, Fig. 53.recepción del material. Las dimensiones de esta tolvahan de ser suficientes para evitar que se produzcan RECAatascos con el producto que se va a transportar y TAMBOR MOTRIZ

capaces de absorber el que, como consecuencia de losECIERREAOERU FIJOS RESCIERRE DE FIJOS RASCADORES

diferentes tiempos de parada de cada cinta, se puede ¡~E~ COMPLEMENTARIOS

acumular en determinados puntos de transferencia.A modo de ejemplo, para unos caudales entre 5.000 y 1iÍ CIERRE

7.000 M3/h, y según el tipo de material, se pueden utilizar -PLACA

tolvas de 5 a 8 m3, con unas longitudes entre 3 y 4 m. POSTERIOR

Un factor muy importante es la inclinación de las pare - y:. IWRdes de las tolvas, así como la clase de material dedesgaste que se va a colocar en las mismas. Con •: PLACA REFLECTORA

AJUSTABLEproductos pegajosos, debido a un alto contenido enarcilla, se recomiendan inclinaciones de hasta 70°, deesta forma se evitan los amontonamientos sobre esassuperficies y los posteriores atascos. En cuanto alrevestimiento, si los productos son muy abrasivos, seutilizará un acero resistente al desgaste y, si son muypegajosos, revestimientos de goma o acero inoxidable.

v•La apertura entre las paredes de la tolva es función, L`

RECUSRIMIENrofundamentalmente, del ancho de banda y también de la RESISTENTE Al.granulometría del material. Debe ser lo suficientementeamplia como para que en circunstancias desfavorables, ------como con productos pegajosos, y en instantes de caídade bloques formados después de adherirse sucesiva- RODILLOS DELAmente fragmentos sobre el estrelladero o placa de DE IMPACTO

rebote, puedan garantizar la salida de todo el material. Figura 53.- Transferencia del material entre dos cintas formandoAsí pues, en los puntos de transferencia, además de las un ángulo recto.

propias tolvas se utilizan, Fig. 52, los siguientes elemen- - Alimentador, Fig. 54.tos constructivos:

CINTA DEAUMENTACION

TOLVAt

1 - N, e7 H= CINTA

FALDON RO01JOSDE UU Y PRINCIPAL

IMPACTOS - T - RODILLOS DE IMPACTOSBANDA

Figura 54.- Carga de una cinta mediante alimentador continuo,

- Triper o carro intermedio, Fig. 55.TOLVADE CARGA

MATERIAL

0' eo.

DIRECCION DES- -�•°PLAZAMIENTODE LA CINTA

BANDA GUTAOERA

Figura 52.- Zona de carga de una cinta y detalle de colocaciónde faldones en la tolva. Figura 55.- Carga de una cinta por medio de un triper.

4.2. Dispositivos de limpieza

Uno de los principales problemas que se presentan en ola operación con cintas transportadoras es la necesidad •de limpiar la suciedad que se produce en la manipula-ción

•de materiales con componentes arcillosos, especial-

mente en ambientes húmedos.C

Esta suciedad si no se elimina produce, además de •dificultades de tracción en los tambores motrices, que o sJprovocan deslizamientos y paradas en el circuito, proble- ° omas de desgaste y de mantenimiento en la instalación,por lo que los esfuerzos dirigidos a solventar tal incon-veniente se traducirán en un aumento de la producción,una disminución de los costes de operación y una Figura 57.- Rascador fijo con mecanismo de ajuste.mayor vida útil de los componentes principales.

B. Rascadores a rticuladosLos dispositivos utilizados se pueden clasificar en lossiguientes grupos: Se trata de pequeños rascadores pivotantes con un

sistema de muelles que los posicionan contra la banda.- Sistemas de limpieza de bandas en la cabeza de Estos rascadores se colocan al tresbolillo y requieren un

vertido. buen mantenimiento para asegurar un correcto fun-

- Sistemas de volteo de banda.cionamiento. Fig. 58.

- Sistemas de limpieza del ramal inferior.

- Empleo de rodillos inferiores autolimpiantes.l� f

4.2.1. Limpieza en cabeza de vertido

Cuando se produce el vertido del material de la cinta unpequeño porcentaje de éste queda adherido a la misma,por lo que, si no se elimina in situ, se produce la caídadel mismo a lo largo de la instalación en puntos dondees difícil retirarlo. Por tanto, es imperativo eliminar lasuciedad en dicha zona, Fig. 56.

Figura 58.- Rascador articulado.

Normalmente, para una correcta limpieza, se utiliza unsistema mixto o combinado, Fig. 59.

rur.r�

f'á+� o i

Figura 56.- Ensuciamiento de la banda por el materialadherido.

O oo 0

o

Los sistemas más utilizados son: ® 0 0U • 8

0 o O o°

oA. Rascadores fijos

Se colocan junto al tambor de accionamiento y con undispositivo de ajuste, Fig. 57. Figura 59.- Sistema mixto de limpieza.

324

C. Sistemas rotativos

Consisten en un eje provisto de un cepillo unas rñ a F x ,paletas de mayor anchura que la banda. Los cepillos sed. t ••� t ,w:construyen de nylon y las paletas de goma.

Los sistemas pueden trabajar a baja velocidad periférica240 m/min., o a alta velocidad 450 m/min., siendo esta Fúltima la aconsejable para materiales pegajosos yhúmedos. Fig. 60.

Figura 60.- Dispositivos ce li mpieza rotativos.

D. Agua a presión

En materiales muy difíciles se utilizan inyectores deagua a presión, disponiéndose a continuación de unrascador para eliminar el exceso de agua. ��

4.2.2. Volteo de la banda

Para eliminar el problema causado por el contacto de lacara sucia de la banda con los rodillos inferiores sepuede voltear ésta 180° a continuación del punto dedescarga. La banda debe voltearse de nuevo otros 180`antes de llegar a la estación de cola, tal como se Foto 2.- Volteo de una banda.representa en la Fig. 61.

Existen tres sistemas de volteo, en función de laanchura de la banda, Fig. 62: no guiado, guiado ysoportado.

Figura 61.- Esquema del volteo de la banda en una La longitud de volteo es función del tipo de bandainstalación. utilizado, Tabla XXIX.

TABLA XXIXLongitudes mínimas para realizar el volteo de una cinta

Ti o de Anchura de yVelocic)ad Longitud mínima "L" para cintas con carcasap cinta de la cintavolteo (mm) (m/s) de algodón textil cables de acero

No guiado < 1.200 1,6 8 x B 10 x B -Guiado < 1.600 3,4 10 x B 12,5 x B 22 x B

Soportado < 2.400 6,0 - 10 x B 15 x B

325

4.2.3. Limpieza del ramal inferior

Durante e l funcionamiento de una cinta se producendesalineamientos de la banda , que se traducen enderrames que caen en el ramal inferior . VOLTEO NO GUIADO

Para solventar este problema se utilizan dos sistemas:

VOLTEO GUIADO- Chapas para evitar la caída del material en el ramal

interior , Fig. 63.

- Rascadores en cola . Se posicionan antes de la VOLTEO SOPORTADOllegada al tambor de cola y son ajustables en altura,Fig. 64.

Figura 62.- Procedimientos de volteo.

CURVADA PLANA INCLINADA

Figura 63.- Empleo de chapas protectoras.

Hay que distinguir dos fases:

'`� "•':-,;> = = a ;. - La primera tiene lugar cuando se ha detectado laavería en un rodillo o guirnalda y es necesarioponerla rápidamente fuera de servicio , ya que unfuncionamiento incorrecto puede provocar roza-mientos llegando a producir la combustión de labanda . Existe un sistema patentado que, ac-cionado por un golpe o pequeño movimiento,pone fuera de servicio toda la guirnalda. Estediseño puede verse en la Fig. 65.

Figura 64 .- Rascadores colocados en la cola de una cinta.

4.2.4. Rodillos inferiores de discos de goma

La utilización de rodillos inferiores con discos de gomacolabora también en la limpieza de la banda.

4.3. Sustitución de guirnaldas

El sistema de colocación de las guirnaldas superiores i I

es muy importante , pues , al ser elementos tan numero- Figura 65.- Elemento de sujeción de una guirnalda parasos y de frecuente reposición , el tiempo que se dedique quitarla de servicio sin caer sobre el ramal

a dicha operación debe reducirse al mínimo . i nfe rior.

326

Téngase en cuenta que aunque la cinta continúe en 4.4. Dispositivos de seguridadfuncionamiento basta con que los rodillos dejen deestar en contacto con la banda para evitar el citado Entre los dispositivos de seguridad de una cinta sepeligro . Por otro lado , la guirnalda , hasta que no se pueden citar los siguientes:pare la cinta y se cambie , deberá quedarse susten-tada , pues de lo contrario caería sobre el ramalinferior de la banda. - Cable de parada o dispositivo de tirón colocado a lo

largo de toda la cinta. Su accionamiento provoca laPara las guirnaldas inferiores lo anterior es más retirada de tensión sólo a los motores, y comofácil, pues la guirnalda cae directamente al suelo . consecuencia de ello la actuación inmediata dePor tanto , el dispositivo es menos sofisticado . frenos y bloqueo de la cinta.

1211 CONTAINER

1,9

8

, N Tg

1,ot GACHO1 00

6

��-3400 -r1

I I-t�oo i_ 7840

W5 --

`-

J 4 `� I 1GANCHO 2 3r0 t

-Í I � oI O 1 J

o -i -11098 7 6 5 4 3 2 1 0

(t^ ) I !+ 5470

4 300 loco ca . 25000

Figura 66.- Sustitución de una guirnalda con el auxilio de un camión-grúa especial.

La segunda fase es la reposición de la guirnalda - Sondas de colmatación en tolvas.estropeada por otra en uso. Esta es una acciónclara de mantenimiento de una instalación de cintas,pero que debe tenerse en cuenta desde la fase de - Control de la velocidad de la banda para: darproyecto . información a los dispositivos eléctricos de arranque,

dar información para que los frenos caigan en elEn la Fig . 66 se representa la operación de sustitu- momento deseado y dar información sobre losción de una guirnalda por un camión-grúa diseñado deslizamientos ordenando la parada , por ejemploal efecto , en una cinta con banda de 3.000 mm de cuando la velocidad haya decrecido al 90% de laanchura . nominal.

Dispositivos de desvío de banda. Suelen colocarseuno a cada lado de la cinta , dos en el ramal Este sistema de control suele consistir en un emisorsuperior de la banda en la zona de cabeza y dos y en un receptor , el primero colocado sobre unen el ramal inferior de cola . tambor loco que es arrastrado por la banda y el

segundo sobre una parte fija , como por ejemplo unaControl de tensado máximo y mínimo. protección de tambor, etc.

127

Botones o pulsadores de emergencia, que suelen y 7,5 m/s de velocidad y calidad St-4500 . De estaestar colocados en las mismas bancadas de los manera es posible transportar las 37. 500 Uh requeridasaccionamientos y pueden ser de dos tipos , según con las rotopalas de 240.000 m3b/d.que provoquen la parada retirando la tensión a losmotores , sin que caigan los frenos inmediatamente _o que los frenos caigan también en el momento depulsar el botón . Suelen distinguirse con colores : las~a _�amarillos los del primer caso y rojos los del segundo.

131-

5. Aplicacionesi1• os..

Las cintas transportadoras se utilizan en todos aquellossectores donde se manipulan materiales a granel : - " ' -.. -cereales , cementos , arenas , minerales, etc. ► �� - t ,z <.,: -...

En minería existen dos grandes campos de aplicación:en las plantas mineralúrgicas y en las explotaciones deyacimientos . Centrándose en este último sector , en las -,rexplotaciones mineras profundas con altos ritmos deproducción , el transpo rte con cinta ha demostrado ser elsistema más económico .

Las cintas conectan el área de excavación con laescombrera o parque de mineral ; esto es , la rotopalaen las minas de materiales poco consolidados ylag;.machacadora o alimentador en las de rocas com-petentes, con el a ilador de la escombrera o delparque de minerales .

Dentro del sistema , las cintas de tajo y las de escombrera deben adaptarse a los progresos o situaciónespacial de las mismas, por lo que son , normalmente ,del tipo ri able presentan una gran facilidad paraP y Foto 3.- Instalación de cintas transportadoras y planta deacortarse y alargarse . Las cintas generales , de enlace , trituración . Mina de cobre Sierrita - Duval Corporationde alimentación a planta y centrales térmicas son del (Estados Unidos).tipo estacionario.

El desarrollo de las grandes cintas transportadoras Si se compara el incremento experimentado en lasestuvo ligado a la explotación de los yacimientos de capacidades de transpo rte entre los diferentes anchoslignito pardo en Europa Central. para las velocidades habituales , se aprecia en la Tabla

XXX que el factor multiplicador con relación al menorEn los años 50 ya se trabajaba con anchos de 1.600 de los anchos citados, se ha duplicado al pasar amm y 5 ,2 m/s de velocidad , con potencias instaladas de 2.200 mm y multiplicado por 4 al pasar a 2.800 mm6 x 210 kW. En la década de los 60 se desarrollaron ó 3.000 mm.las primeras cintas de 2.200 mm, con una calidadSt-3.150 kN/m con 6,5 m/s y con potencias instaladasde 6 x 630 kW . En la actualidad , en la zona de Colonia , se tienen los

siguientes tipos de cintas en funcionamiento , Tabla XXXI,Un paso posterior fue incrementar la potencia deaccionamiento pasando a cintas con el mismo ancho y . Material transportado anualmente: 917,1 Mtvelocidad que las anteriores , pero con 6 x 1.500 kW,que daban servicio a las rotopalas con capacidades de - Potencia total instalada: 850 MW200.000 m'b/día.

La última etapa en el desarrollo de grandes cintas ha Las cintas están compuestas, como ya se ha indica-sido la incorporación de accionamientos de 2.000 kW , lo do, por : una estación motriz de cabeza , una estaciónque ha permitido equipar una cinta con 12 .000 kW de de cola, los bastidores y los sistemas de vertidopotencia en el caso de anchos de banda de 2.800 mm selectivo.

328

TABLA XXX

ANCHO DE BANDA VELOCIDAD DE LA BANDA CAPACIDAD DE TRANSPORTE(mm) (m/s) (t/h)

1.600 5,2 8.500

2.200 5,2 17.200

2.800 7,5 37.500

3.000 6 37.500

TABLA XXXI

ANCHURA DE LONGITUD DE CINTAS PORCENTAJE DELBANDA INTALADA TOTAL (%)

1.200 - 1.400 3.485 1,4

1.600 - 1.800 5.733 2,3

2.000 - 2.200 132.711 54,0

2.800 104.058 42,3

245.927 100,0

Las estaciones motrices de cabeza de cada cinta acoplables para su desplazamiento a las nuevas posicio-disponen de los accionamientos y sistemas de mando y nes impuestas por el avance de la explotación.control necesarios para el funcionamiento de la insta-lación, haciéndose el vertido, en general, sobre otra Estos pies, que se utilizan desde los años 50, secinta, por lo que es necesaria una altura de descarga acoplan a ambos lados del pontón en número mínimosuficiente y un puente en rampa con un radio de de dos y máximo de 4, habiéndose empleado en anchoscurvatura en función de las características de diseño de de banda de hasta 3.000 mm, incorporando accio-la cinta. namientos de 630 kW, como ya se ha indicado.

Las estaciones motrices se apoyan sobre pontones y Con la utilización, a finales de los 60, de las estacionesdeben cambiarse de posición cuando se realiza el motrices para bandas de 3.000 mm de ancho, 6 m/sripado, alargamiento o acortamiento de las cintas. Para de velocidad y accionamientos de 1.500 kW de potencia,ello se utilizan, generalmente, tres sistemas: el peso se incrementó notablemente. Se sustituyeron

entonces los pies por un mecanismo hidráulico de- Tiro con tractores. traslación a pasos, integrado en la propia estación

- Pies marchantes. motriz.

- Carro transportador. El último desarrollo de las estaciones motrices loconstituyó la incorporación, a mediados de los 70, de

Las estaciones de cola o retorno, que pueden llevar o los carros de orugas como medio de transporte. De estano accionamiento, suelen disponer de una tolva de forma se evitaba el propio peso del mecanismo hidráuli-alimentación, Fíg. 69. co incorporado a la estación y se introducía un medio

rápido, versátil y de gran maniobrabilidad para lasEn la Fig. 67 se representan tres estaciones motrices operaciones de cambio de posición de las cintas,que reflejan el desarrollo experimentado en las últimas Fig. 68.tres décadas en la construcción de estos componentes.

El empleo de estos equipos introdujo un cambio de diseñoGeneralmente, toda la estación motriz de las cintas en la estructura de las estaciones motrices, exigiendo laripables descansaba en un pontón único, empleándose forma de pórtico para poder introducirse debajo y el usolos pies hidráulicos como mecanismos independientes y de dos pontones en lugar de uno solo.

329

B - 3000 / 6 X1500 kWP- 37000 t/h

B-2200/6x630 kWP- 18000 t/h

113-11600/6x2110 kWP - 7200 t/h

Figura 67 - Aizaaos ae estaco-es motrices oe oferentes cintas

¡Gm

POSICION DE OPERACION

-:r

I-•i

POSICION DE TRANSPORTE

Figura 68.- Movimiento de una instalación con transportador de orugas.

En la Tabla XXXII se resumen los datos más importan - y pesos , habiendo progresado también en los sistemastes de estaciones motrices , a pa rt ir de 2 . 200 mm de empleados para su ripado.ancho de banda , que trabajan en las explotaciones dela República Federal de Alemania. El reducido peso de las estaciones de cola ha permitido

que su ripado se haga arrastrándolas a nivel del sueloHan tenido un desarrollo paralelo al de las estaciones por medio de tractores u otros equipos auxiliares.motrices , incrementándose igualmente sus dimensiones También se han empleado pies hidráulicos de traslación

330

TABLA XXXII

Potencia Ancho Velocidad Capacidad Peso

Tipo de estación de de de Sistema de de enaccionamiento banda banda transporte transpo rte servicio

(kW) (mm) (mis) (tlh) (t)

B2.200Construcción ligera (4+2).630 2.200 5,2 2 pies hidráulicos 17.200 240

83.000Para longitudesreducidas (4+2).630 3.000 6,0 4 pies hidráulicos 37.500 393

63.000Prototipo (4+2).1500 3.000 5,2 Mecanismo hidráulico 32.000 792

integrado

B3.000 (4+2).1500 3.000 6,0 Mecanismo hidráulico 37.500 680integrado

Carro de orugas 700 t82.800Ripable (4+2).2000 2.800 7,5 Carro de orugas 700 t 37.500 730

82.800Trasladable (4+2).2000 2.800 7,5 Carro de orugas 700 t 37.500 668

82.800Estacionaria (4+2).2000 2.800 7,5 Desmontaje 37.500 563

82.800Para longitudesreducidas (2+0).2000 2.800 7,5 Carro de orugas 37.500 439

82.200 (4+0).1500 2.200 6,5 Carro de orugas 440 t 17.200 448

con transformador de alimentación de corriente eléctrica.parte eléctrica fuera del puente de unión.

Fuente : ESTEBAN, S. (1988)

a pasos, tal como se hace en las estaciones de reenvío su ripado, habiéndose empleado por primera vez en lade las cintas de 2.200 mm de ancho de banda de la mina de Hambach al emplear los accionamientos demina de Puentes de García Rodríguez, con un peso 2.000 kW. Esto ha dado lugar a un cambio en elsuperior a las 100 t. diseño, pasando a un bastidor en forma de pórtico, y

descansando sobre el terreno por medio de dos pon-tones. Este sistema de ripado se ha extendido incluso

El último desarrollo de las estaciones de reenvío ha a las cintas de 2.200 mm de ancho de banda equipadasconsistido en la introducción de carros de orugas para con accionamientos de 1.500 kW.

331

Vil,l��7

_

8 - - ! ; CINTA AVANZABLE

CINTA GIRATORIA

B 3 000 B 2200 -r y %

�',

Figura 69.- Comparación de bastidores de cintas con bandas deL CABEZA AVANZABLE3.000 mm y 2.200 mm y tolvas de recepción.

CINTA REVERSIBLE

Figura 70.- Sistemas de transferencia entre cintas

Foto 4.- Estación de cola con tolva.

Las máquinas de extracción pueden excavar indis-tintamente estéril o mineral, por lo que se precisaen alguno de los puntos de vertido, que se deno-minan puntos de transferencia, la posibilidad de verteren cintas del circuito diferentes, según el destino delmaterial: escombrera o parque de almacenamiento.Esto puede conseguirse con los siguientes sis-temas:

- Cintas avanzables.LEYENDA }}

- Cintas giratorias . - CINTA 8 3000

-- CINTA 82200- Cabezas avanzables. C=D- ESTACION MOTRIZ

CABEZA RIPABLE- Cintas reversibles.CINTAS DE ALIMENTACION

CINTAS DE DESCARGA

En la Fig. 71 puede verse un nudo de transferencia deuna explotación de Rheinbraun (R.F.A.) Figura 71.- Esquema en planta de un nudo de transferencia.

332

1 -

Foto 5 .- Nudo de transferencia.

6. Consideraciones de selección Los cálculos de dimensionamiento deben realizarse conel tonelaje horario máximo , ya que , en caso contrario,.

El proceso de selección de una cinta transpo rtadora durante la operación se producirían paradas por sobre-parte de los siguientes datos : cargas y se provocaría una disminución de la produc-

tividad de las máquinas de carga: rotopalas , minadores,- Características del material a manipular. palas o excavadoras.

- Tonelaje horario a transportar . En lo referente a las rutas de transporte , los parámetros- Características de la ruta de transpo rte . básicos que hay que considerar son los siguientes:

- Frecuencia de cambios de situación . - Longitud total de transpo rte y longitudes parciales .por tramos rectilíneos.

Las propiedades del material que han de considerarseson, como se citó anteriormente , las siguientes : - Desnivel entre el punto de carga y el de descarga,

Granulometría . así como entre los extremos de los tramos rec-tilíneos.

Densidad. - Tramos ascendentes y descendentes dentro del- Angulo de reposo, y pe rf il de transporte.

Alterabilidad en diferentes condiciones . - Situación de las estaciones motrices.

La fijación del tonelaje horario debe comprender ladeterminación del tonelaje horario máximo esperado y En la Fig. 72 se representa un esquema simplificado dedel tonelaje medio . un perfil de transpo rte.

333

l•�A� �, J w - t Jw

Pu • �M. 1 Ip � r pl

1 2 3 4

Figura 72.- Perfil longitudinal de una cinta transportadora.

En lo referente a la frecuencia de cambios de situación , Mediante alguno de los métodos de comparación deeste factor influye de manera muy impo rtante sobre el alternativas y teniendo en cuenta los precios de adqui-tipo de cinta a utilizar , entendiéndose por tal el grado de sición de las diferentes cintas y costes operativosmovilidad del conjunto y la clase de bastidores a utilizar . estimados para cada una de ellas, se procederá a la

elección de la más adecuada.A partir de los datos iniciales , se determinan las carac-terísticas básicas de la instalación:

- Anchura y velocidad de la banda.- Resistencias al movimiento y potencia de ac-

cionamiento. 7 . Tendencias y nuevos desarrollosTensiones máximas . El transpo rte con cintas se ha extendido en las últimas

- Tipos de bandas . décadas , incorporándose nuevas tecnologías o mejoran-do las ya existentes. Actualmente , los tipos de cintas en

El proceso de dimensionamiento es similar al expuesto uso o en desarrollo son las siguientes:en epígrafes anteriores . - Cintas convencionales de artesa.Una vez efectuados todos los cálculos , el paso siguiente - Cintas tubo.consiste en la petición de ofe rtas, al menos a cinco - Cintas de alta pendiente.empresas especializadas . Con las ofe rtas recibidas seconfeccionará un cuadro comparativo con los siguientes - Cintas Aero- Belt.datos técnicos : - Cintas Cable - Belt.- Caudal máximo.

- Anchura de la banda.- Angulo de a rtesa . 7.1. Cintas convencionales- Calidad de la banda. En el grupo de las cintas convencionales, los campos- Potencia de accionamiento y ubicación . de actuación han sido:- Diámetro de los rodillos superiores e inferiores.

- Distancia de los rodillos superiores e inferiores . 7.1.1. Aumento de la capacidad de transpo rte- Diámetro del tambor de vertido.

En paralelo a la construcción de las rotopalas, con-' Diámetro del tambor motriz . producciones unitarias de 240.000 m3/día, se han

Diámetro del tambor de reenvío. desarrollado las mayores cintas que hoy se encuentranen funcionamiento en las minas de lignito a cielo

Diámetro del tambor de tensado . abie rto.Tipo de guirnaldas.

- Tipo de bastidor . 7.1.2. Cintas con curvas horizontalesFuerza útil. Desde los años 60 se viene trabajando en el desarrollo i

- Tensión máxima de servicio . de cintas con posibilidad de un trazado con curvas !

Coeficiente de seguridad . horizontales . La primera instalación se llevó a cabo en1.963 , durante la construcción del metro de París. Otra

Instalaciones en funcionamiento . instalación es la de Nickel Mines , en Nueva Caledonia

334

del Sur, con una cinta de 11 km de longitud con cuatro TI

curvas horizontales. En la actualidad hay más de 15 ACCIONAMIEN- ACCIONAMIEN

cintas de más de 1 km de longitud en funcionamiento. To TO LINEAL TO LINEAL

La ventaja de este tipo de cintas se basa en la elimina- To TZción de transferencias, lo que se traduce en:

CABEZA MOTRIZ A- Simplificación del sistema de alimentación eléctrica.- Disminución del mantenimiento.- Reducción de atascos y paradas.- Disminución del desgaste de la banda.- Aumento de la vida en servicio de la cinta.- Aumento de la producción. To

To Tz

7.1.3. Accionamiento lineal CABEZA MOTRIZFigura 73.- Comparacion de las tensiones en una banda con-

El sistema de accionamiento lineal, o TT (Belt lo Belt) vencional y en otra con accionamiento lineal.consiste en la aplicación de potencia en uno o máspuntos a lo largo de la banda, además de en la cabeza 7.1.4. Cintas modularesmotriz o en cola, si existe accionamiento, Fig. 73.

Las ventajas e inconvenientes de este sistema se Consisten en estructuras metálicas en forma de módulosrecogen en la Tabla XXXIII. de unos cincuenta metros de longitud que se colocan

TABLA XXXIII

Ventajas e inconvenientes del accionamiento lineal

VENTAJAS INCONVENIENTES

- Menor tensión máxima en la banda. - Puede requerir una ampliación en la entrada decada accionamiento.

Utilización de bandas de menor resistencia, peso - Alimentación eléctrica en cada accionamiento.y coste.

Accionamiento de menor tamaño (motor, reductor, - Aumento del mantenimiento de la instalación.acoplamiento) y potencia.

Accionamientos más convencionales. - Disminución de la fiabilidad por aumento delnúmero de accionamientos.

Bandas más convencionales. - Pueden requerirse bandas especiales.

Funcionamiento de la cinta cuando falla unaccionamiento.

Facilidad para disponer de repuestos en elmercado.

Mayor longitud máxima en un tramo, disminuyen-do el desgaste de la banda al reducirse elnúmero de vertidos.

{- Aumento de la longitud, potencia y capacidad

para un tamaño de banda dada.

- Menor inversión.

{

335

Figura 74.- Instalación de transporte con cintas modulares.

mediante un vagón transportador. Forman, pues, una Uno de estos sistemas fue la cinta Zipper, Fig. 76, queinstalación semimóvil que requiere tiempo para su consiste en una banda plana con dos laterales flexiblesposicionamiento. Debido a la gran cantidad de módulos que se unen por los extremos, como si de una crema-implicados la disponibilidad mecánica del conjunto puede llera se tratara.verse afectada, Fig. 74.

Se requiere, además, un piso plano y correctamentepreparado con el apoyo de equipos auxiliares.

Una instalación de este tipo se encuentra en fun "`. !`rí SS 2cionamiento en una mina de carbón a cielo abierto australia-na que trabaja conjuntamente con una machacadora móvil.

7.1.5. Cintas alargables �,•::

Consisten en una cabeza dotada de orugas, ruedas opatines y una estación de cola. La estación de cabezaincorpora un dispositivo de almacenamiento de bandacon una capacidad de 100-250 m. Cuando es necesarioampliar la cinta, se produce un estiramiento, invirtién-dose en tal operación un tiempo de unos 15 minutos. A ri., .� t acontinuación, se introducen los bastidores y la

i yinstalación se encuentra en condiciones de funcionar en,un tiempo inferior a un relevo, Fig. 75.

TOLVA DECARGA PAREDES

BRAZO DE DESCARGA DEL LATERALESMINADOR CONTINUO BANDA DIENTES

FLEXIBLESDE GOMA

ALMACENAMIENTO DEBANDA ANCLAJE

Figura 75.- Esquema de cinta móvil extensible.

Se necesita un piso en buenas condiciones. Este tipo deinstalaciones es muy popular en trabajos subterráneosasociados a topos y rozadoras.

En la explotación española de lignito a cielo abierto deMeirama se dispone de una cinta alargable que opera Figura 76.- Cinta Zipper.con un apilador compacto para la construcción dediques de material granular. Este diseño presentó problemas en la apertura y cierre

de los dientes y fue rápidamente abandonado.

7.2. Cintas tubo En 1.964, Hashimoto presentó una banda que se

Los diseñadores han intentado construir cintas cerradas disponía curvándola longitudinalmente en forma de

para transportar materiales difíciles: frágiles, corrosivos tubería. Conceptualmente, la cinta es idéntica a una

o abrasivos. convencional, Fig. 77.

11 F

TAMBOR DE RETORNO mismo trazado y en corto espacio. Posibilidad de giros/TO TRAMO ÁREA DE de hasta 900 y transporte de materiales en pendientesf EA DE CARGA CARGADO DESCARGA

de hasta 27°. La mayor limitación es la granulometríaadmisible por el sistema.

TAMBORFORMA TRAMO VACIO FORMA MOTRIZLLANA PLANA El tensionado de la banda se efectúa de forma similarY EN U FORMA DE TUBO _ Y U a las instalaciones convencionales, por detrás del punto

de carga. La banda pasa a través de una serie derodillos con diferentes colocaciones que efectúan latransición de la disposición convencional a la formatubular. El retorno de la banda se realiza de manerasimilar. Otro aspecto interesante de las bandas tubula-res es que precisan una anchura menor que una cintaconvencional. Esto es particularmente importante eninstalaciones con espacios reducidos.

�5.. dLas tensiones y potencias de la instalación se calculan

Scomo si se tratara de cintas normales.

I2 ¡ Otra variante de las cintas tubo o cintas cerradas laconstituye el sistema sueco denominado SICON, queactualmente se encuentra desarrollado para materiales

• ; � granulares finos, por debajo de los 70 mm, y quepermite remontar pendientes máximas comprendidasentre los 20 y los 25° con trazados formando ángulosde 900, Fig. 78. Los accionamientos pueden ser múlti-ples con estructuras soporte más simples que en las

Figura 77— Cinta tubular. cintas convencionales.

Las velocidades de transporte de las instalaciones enLas ventajas de este tipo de cintas son: su capacidad funcionamiento varían entre entre 2 y 5 m/s y laspara operar con curvas horizontales y verticales en el capacidades oscilan entre los 10 y los 650 m'/h.

Figura 78.- Descarga horizontal y vertical del material. '•

7.3. Cintas de alta pendiente hasta 2.400 mm y capacidades de hasta 7.000 m3/h.Este sistema es capaz de transportar en cualquier

Existen dos tipos de cintas de alta pendiente: las cintas ángulo de 0° a 90°, existiendo varios cientos de estasbolsa y las cintas sandwich. cintas en todo el mundo y fundamentalmente en Europa,

transportando diversos materiales.

La banda que se utiliza es especial, de base rígida con7.3.1. Cintas bolsa o de compartimentos paredes laterales flexibles y compartimentos transver-

sales cada cierto espacio, Fig. 80.Estas cintas están diseñadas y fabricadas por ConradSchultz (Flexowell) y constituyen un sistema amplia- El material es transportado en los compartimentosmente difundido. Existen con anchuras de banda de transversales y la banda es capaz de moverse por el

337

tambor motriz y por el de retorno, pudiendo ser guiadaformando cualquier ángulo. Esto es posible debido aque las paredes laterales tienen ondulaciones verticalesque se pueden comprimir y dilatar cuando la banda securva hacia el interior y el exterior, haciendo posible latransición del desplazamiento horizontal al vertical,Fig. 81.

RODILLOS

CINTA

's^ 1 CURVA DEDEFLEXION

UNIDADMOTRIZ

RODILLOLIMPIADOR

RUEDA DE

tDEFLEXION

•

RUEDAS DEFoto 6.- Sección transversal del nuevo sistema de cintas DEFLEXION

SICON. RODILLOS DETAMBOR DE IMPACTOS

f DEFLEXION

'-~ TAMBOR DERETORNO YESTACION DEFRENADO

Figura 81.- Componentes principales de una cinta de com-partimentos (FLEXOWELL).

p

Como ya se ha indicado, la base de la cinta es rígida,lo cual se consigue por medio de una construccióncruzada que mantiene la banda estable lateralmentecuando circula a lo largo del sistema de transporte. Noexiste tendencia a combarse o alabearse, ni siquiera encambios bruscos de dirección, al tiempo que mantienesu flexibilidad longitudinal.

Una ventaja del sistema es que la banda no necesitasoporte cuando se dispone verticalmente, que es el caso

Figura 79.- Bastidor de la cinta. de los pozos de extracción. De este modo se compen-sa el mayor coste de la banda con el ahorro en estruc-

,D tura, soportes mecánicos y en la propia longitud de laLATERAL °�La awn banda.

BASE DEE~ En la Fig. 82 pueden verse diversas configuraciones deeste tipo de cintas, capaces de adaptarse a diferentesgeometrías de taludes, labores de extracción o plantasde tratamiento.

DoroARTluEUro7.3.2. Cintas sandwich

Figura 80.- Detalle de un compa rtimento de la cinta La cinta sandwich está constituida por dos bandas que }FLEXOWELL. aprisionan el material a ser transportado. La fuerza

fJ

Foto 7.- Detalle de una cinta de compa rtimentos.

La primera cinta de este tipo fue la cinta lazo desarro-llada por Stephens-Adamson para la descarga debuques, Fig. 83.

c

DESCARGA

i ACARGA

Figura 83.- Cinta lazo (Stephens•Adamson).

En 1982, Continental desarrolló la cinta sandwich de altapendiente (HAC), que presenta las siguientes ventajas:- Facilidad de acceso.Figura 82.- Diferentes diseños geométricos de cintas.- No limitación en la capacidad.- Alturas elevadas con pendientes de hasta 900.

desarrollada por la banda proporciona una presión - Flexibilidad en la planificación y en la operación.suficiente sobre el material, de forma que la fricción Fácil limpieza y rápida reparación de las bandas.resultante permite que éste no deslice a causa de la in-

clinación de la instalación. - No producción de derrames dentro de la operación.

339

--Y T. El desarrollo y utilización de las cintas de alta pendienteserá de gran utilidad en la minería a cielo abierto, sobretodo cuando trabajen conjuntamente con las machacado-ras semimóviles, Fig. 85.

a á Figura 85.- Cintas de alta pendiente junto a trituradoramóvil (Brady et al.).

Una instalación HAC en operación es la de la mina decobre de Majdanpek en Yugoslavia, Fig. 86, con unap

F,�r f capacidad de 4.400 Uh, una inclinación de 35,5° y unasalturas de elevación de 90 m.

- Por otro lado, podrán utilizarse sobre equipos móvilesi proporcionando a las operaciones una gran flexibilidad,

además de reducir significativamente los costes de�r ( transporte al eliminar gran número de pistas y disminuir

• . .` las distancias de acarreo. En la Fig. 87 puede verser�+ una de estas máquinas, destinada a extraer el mineral

del fondo de una explotación del tipo descubierta.

Foto 8.- Vertido del material transportado por una cinta decompartimentos.

7.4. Cintas Aero-BeltEn la Fig. 84 se pueden ver diferentes perfiles de cintas La cinta "Aero-Belt" consiste en una artesa semicircularHAC. de acero inoxidable, Fig. 88. El aire es suministrado en

la sección inferior por medio de unos ventiladores osoplantes y la artesa se comunica mediante unosorificios a la parte inferior.

PERFIL-5PERFIL-L / La película de aire proporciona un coeficiente de fricción

-esta 90° hasta 90° pequeño entre la artesa y la banda, precisando una/ demanda de potencia pequeña.

El retorno de la banda se realiza apoyándose sobreunos rodillos de tipo convencional situados en la parteinferior.

El sistema se emplea para transportar materiales muydifíciles a cortas distancias. Aunque es un sistema máscostoso que el de las cintas convencionales, tiene las

PUEDE VARIAR PUEDE V�¡AR siguientes ventajas:±DESDEDESDE 9°.

PERFIL-CBajo mantenimiento.1 PERFIL-C

I�CON ÁNGULO DE CON ÁNGULO DE - Poca potencia de accionamiento.DESCARGASCARGA ALTO DESCARGA BAJO

- Escasa producción de polvo.

- Pendiente remontable elevada.Figura 84.- Perfiles diferentes de cintas HAC - No se produce segregación del material.

ann

ALTURAi' 380m.

CINTA EXTERIORAL CCNCENTRADOR

35.5•'

CUBIERTAY PROTECCIONESCONTRA EL VIENTO

TAMBOR MOTRIZCINTA SUPERIOR

HAC-1TAMBOR CINTA SUPERIOR

HAC-2 TAMBOR MOTRIZCINTA INFERIOR

ALTURA290 m.

lG

11

TAM80R DE CINTA INFERIOR

Figura 86.- Cinta HAC en la mina de cobre de Majdanpek (Yugoslavia).

33 m.17 m. -+I

(b)(a)

jE

j „h

I

22 m I13m (c)

- a r

E ►T,Sm�+

Figura 87.- Equipo móvil con cinta de alta pendiente.

341

La cinta más grande de este tipo se encuentra en - La banda tiene unas hendiduras para el posicionadoSudáfrica, con 300 m de longitud. del cable y, cuando no se encuentra bajo carga, su

geometría es plana.Los cables de accionamiento están soportadosmediante poleas espaciadas a intervalos regulares

LA CINTA ESTA SOPORTADA EN TODA a lo largo de la instalación, en función del caudal aSU LONGITUD POR LA LAMINA DE AIRE transportar.

RODILLO DE RETORNO MATERIALCIRCULACION DELk 6r T::

1,í1-C

AIRE BAJO LA SECCION DE LACAJA DE AIRECINTA -19,

OIRfCdON AIRE � y=

VENTILADORCENTRIFUGO DEBAJA PRESION

Figura 88.- Cinta Aero-Belt. NERVADURA

CMBIE t

7.5. Cinta Cable-Belt sumRENERZOS

RECUBRIMIENTO RIF.

La cinta "Cable-Belt" se desarrolló en 1949 como ALIOA TEXTIL

consecuencia de que las bandas existentes en elmercado, que estaban formadas por un armazón defibras de algodón revestido con goma, presentaban unalimitación para el diseño de instalaciones de granlongitud y desnivel a superar.

Para solventar estos problemas se trabajó en un diseño ! ! ;�en el que el accionamiento y el medio de transporteestaban separados, nació así el sistema "Cable-Belt",cuyas principales ventajas son:

- El medio de transporte está separado del ac-cionamiento. Figura 89.- Detalles de construcción de la banda y accionamiento

de los cables.

- Las tensiones del accionamiento se transmiten alos cables sinfín que están situados a ambos lados La primera cinta de este tipo se instaló por la Nationalde la banda. Coal Board (hoy British Coa¡) en Escocia, en 1951. La

cinta tenía una longitud de 720 m, un desnivel de 174- La banda es una plataforma de transporte diseñada m y una capacidad de transporte de 130 t/h. En la

para el caudal de material necesario. Está rigidizada actualidad en Australia hay una instalación con unatransversalmente por un armazón de cables de longitud de 30,4 km y una capacidad de 2.000 t/h, enacero y es flexible longitudinalmente. tramos de 5 km.

342

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��o

ANEXO XII.1

Cintas ripables

1. Introducción 2. Características generales y dediseño

En las minas con sistemas de explotación continuos, losequipos de excavación y apilado: rotopalas, carros cinta Los componentes principales de una cinta ripable son:y apiladores, son unidades autopropulsadas sobre la cabeza motriz y puente en rampa, los bastidores y laorugas que se van adaptando a las condiciones de los estación de retorno.tajos utilizando los carros tolva y los carros de trans-ferencia o tripers que se mueven a lo largo de lascintas transportadoras. Estas suelen ser cintas quepueden trasladarse con equipos auxiliares, pero que 2.1. Cabeza motrizdurante la operación permanecen estacionarias. Fig. 1.

.0TO.ALA Las potencias instaladas en las cabezas motrices oscilan---- desde 2 x 160 kW hasta 6 x 2.000 kW, aumentando el

peso en servicio en la misma proporción, llegando a800 t o más.

En función del peso en servicio de la cabeza motriz,_ existen tres posibilidades de ejecución del movimiento

durante el ripado:

TABLA 1

PESO EN SERVICIO SISTEMA DE TRASLACIONCINTA RIOABLE

.i-1` I �PCSICION n

100 - 120 t • Tractor de orugas

500 t • Sistemas de piesmarchantes

•\ CARRO•TCLVA�: - - - - - - Carro de orugas`' •\ `ABRO -CINT. ¡� 800 - 1.000 t • Carro de orugas

�GNTA RIOABLE '•OSICION • i j '

_.-.tFigura 1.- Tajo en explotación cc- cintas ripables.

Cuando la máquina de excavación o apilado alcanza sulímite de trabajo, las cintas ripables deben desplazarsea una nueva posición, operación que se denomina"ripado de la cinta".

�omLa frecuencia del ripado depende de los siguientesfactores: Figura 2.- Cabeza motriz y carro de orugas para su traslado.- Tamaño de la rotopala (en la cinta de banco) y del

apilador (en la cinta de escombrera). La cabeza motriz está soportada sobre pontones,- Dimensiones del carro cinta o de la cinta giratoria dotados de dispositivos de anclaje al terreno, aunque

del triper, si se emplean estas unidades con la normalmente la fricción entre el pontón y el suelo esrotopala y el apilador. suficiente para contrarrestar la tensión de la banda.

- Tiempo necesario para excavar o construir unbloque en la mina o escc.Tbrera. Este tiempo 2.2. Bastidoresdepende de la geometría del .r-smo: altura, anchuray longitud, y de la capacidad ^oraria de las unida- El diseño de una cinta ripable exige disponer de unades en operación. cierta flexibilidad en el conjunto, con objeto de no dañar

- Estabilidad de los taludes, que influye en la geome- la instalación durante el traslado, siendo deseabletría de éstos y en la posiciór de los equipos para mantener una mínima rigidez para facilitar la operación.ejecutarlos. Los bastidores han ido aumentando de dimensión en la

- Número de equipos que trabaan sobre una misma misma proporción en que lo han hecho las estacionescinta. motrices y de reenvío.

345

Hasta 1.800 mm de ancho de banda se empleanmódulos de bastidor de 6.250 mm, incrementándose a7.500 mm a partir de 2.000 mm.

La separación de las guirnaldas portantes se mantieneen 1.250 mm, aunque en el caso de la mina de Ham-bach, esta distancia se ha incrementado hasta 1.875mm para las cintas de 7,5 m/s de velocidad.

Las guirnaldas de retorno se montan una en cadabastidor, estando separadas cada 6.250 mm o cada7.500 mm, según los módulos de bastidor citados.

Figura 4.- Sección transversal de una cinta ripable con caoezaLas diferencias entre los bastidores de cintas fijas y po rtacarril.ripables se encuentran en la parte inferior de lasmismas y son las siguientes: Si la descarga de la rotopala se realiza a través de un

carro tolva o el triper del apilador se desplaza sobrecarriles, existe un segundo carril que rigidiza sensible-mente el conjunto, debiendo realizarse el ripado con

A. Traviesas mayores precauciones para evitar roturas de eclisas ycarriles.

Las traviesas son metálicas, en lugar de madera uhormigón con perfiles metálicos. El aumento experimentado en el peso de los bastidores

exige mayores esfuerzos de ripado y, en consecuencia.Son de mayor longitud, soportando uno o dos carriles. se deben montar carriles mayores para esta función. Del

carril de 54 kg/m para 1.600 mm y 1.800 mm de anchoLas traviesas suelen estar biseladas en los extremos de banda se ha pasado al de 60 kg/m en 2.200 mm ypara facilitar el deslizamiento y están provistas de a 80 kg/m en 2.800 y 3.000 mm.orejetas para fijar el carril, Fig. 3.

2.3. Estación de retorno

�¡ ¡ Las estaciones de retorno van montadas sobre pon-tones, pudiendo llevar o no accionamiento con uno o

I; dos motores. El sistema incluye los anclajes de fijaciónal terreno. Durante el ripado, las estaciones de retorno

il se desplazan con tractores y en las grandes unidadescon sistemas de pies marchantes o con carros transpor-tadores.

3. Operaciones básicas y prácticaoperativa

Los tipos de ripado que se realizan son de tres clases,Fig. 5.:

Figura 3.- Detalle de una traviesa de bastidor ripable.

- Ripado polar

- Ripado paraleloB. Carriles

- Ripado mixtoEl carril situado en el lado del ripado, Fig. 4, tiene lassiguientes misiones:

- Sirve para la fijación de la cabeza portacarril y 3.1. Ripado polarparticipa del esfuerzo del ripado.- Mantiene una separación constante entre los ele- El ripado polar consiste en el movimiento de la cinta

mentos de la cinta. alrededor de un punto fijo, que es la cabeza motriz en el

346

ti• �.•rrff t 1,� `1`

Sr,

��• , \ � i Sri. 7��¢•{• _ .� y

Foto 1 -Cinta ripable en un tajo de la mina de Puentes de García Rodríguez.

• gay � , MwgQ . - ��"• � `r77• r - r` - t� . tea; �- �`+• •Y �, _

�

,ami • ••

Foto 2- Estación de retorno de una cinta ripable y dispositivo de anclaje"

347

RIPADO POLAR 3.2. Ripado paralelo

Consiste en un desplazamiento del conjunto de la cintaa la nueva posición , siendo necesario , en general,

; CINTA FI JA alargar la cinta receptora.

Las ventajas más destacables del ripado paralelo son:

- Se mantiene la anchura óptima durante la ex-cavación completa del bloque.

P IPAPARALELO 11 ; S - Mayor rendimiento del ripado, disminución del

número de ripados , y aumento de la disponibilidaddel conjunto.

• = 1:1 1

-- Por el contrario , los inconvenientes son:S3 ;CINTA FIJA IAIARfi•eLE/ Mayor complejidad , siendo necesario el despla-

------------------------r--- zamiento de todas las unidades de la cinta : cabeza,RI Aoo MIXTO

carro tolva o triper, Fig.6.

Es necesario , después de cada ripado , efectuar unhueco inicial, labor que es de bajo rendimiento.

RI►AeIEC. CINTA RIFApU

UNTA

trn

CO .i p

RIPADO PARALELO V POLARp CARRO =

-'T ------ = TOLVAi./•../.J�r/,T,i i,%L POSICION INICIALFRENTE EXCAVACION

p FOSICION INTERMEDIA !-,�Figura 5- Esquema de los diferentes tipos de n ado. R - -

FOSICION FINAL

caso de las cintas de banco o la cola en las cintas dela escombrera . - MOVER EL CARRO TOLVA A LA CABEZA

- RIPAR COLA Y CINTA A LA POSICION MEDIA DEL RIPADO

Las ventajas de este tipo de ripado son: CARROTOLVA

- No son necesarios más que pequeños desplaza-mientos

--- - -de la cabeza motriz , puente rampa y carro " --_,__,_ ___•_ - o.

tolva o triper, que constituyen las instalaciones demayor peso de la cinta y pueden plantear dificul-tades durante el ripado , especialmente si el terrenose encuentra en malas condiciones . - TRASLADAR EL CARRO TOLVA A LA COLA

- RIPAR CABEZA Y CINTA A LA POSICION FINAL

- No hay que realizar , tras el ripado , la ape rtura delhueco inicial o "box-cut", con lo que se consigue: CARRO _-_-_ �„•

TOLVA

• Mayor productividad .

• Menos maniobras con la rotopala , evitándoseaverías en los trenes de rodaje . - TRASLADAR EL CARRO TOLVA A LA CABEZA

-RIPAR COLA Y CINTA A LA POSICION FINALLos inconvenientes del sistema son:

- La rotopala opera sobre una supe rficie triangular , d.no siendo posible mantener la anchura óptima de -- -- -.. - --bloque . ----------- -

- Se precisan , durante el ripado , alineaciones ínter- POSICION FINAL TORRAmedias para evitar tensiones excesivas de la cinta TOLVA

que provocan roturas de eclisas . Figura 6 .- Sistema de ripado paralelo con carro-tolva.

348

3.3.2. RipadoLONGITUD DE CINTA Las primeras operaciones a realizar son las siguientes:

PREPARACION DEL RIFADO

CONDICIONES DEL TERRENO - Destensar al máximo la banda.

DISTANd_ DE RIFAD O - Retirar los anclajes de cabeza y cola, comprobandoel estado de bulones y roscas.

LONG• ' UD DE CINTA i �-RIFADO -

Soltar cables de parada o tirones y dispositivos deCONDICIONES OE L TERRENO desvío.

I--, La maquinaria utilizada para el ripado son tractores deF LO NG � T;iO DE CANTA

orugas del tipo de baja presión específica LGP (Lowr OP E RACIO NESPOSTERIOPES Ground Pressure ) provistos de una pluma a la que se

i acopla la cabeza de arrastre.CONDICIO ^i TSDEL T E RR E N O

Se utilizan tractores de 350 HP con cintas menores deFigura 7.- Operaciones que comprende el ripado de cintas 1.600 mm y de 500 HP para las cintas de más de

transportadoras . 1.600 mm.

La cabeza de arrastre está formada por cuatro rodillosque se bloquean sobre la cabeza del carril , Fig. 8.

3.3. Proceso de ripado

Comprende tres operaciones básicas bien diferen-preparación del ripado , ripado y operacionesciadas:

posteriores. l - -

3.3.1. Preparación del ripado

Son las actividades encaminadas a conseguir la X13 L __ i,..�ejecución del ripado en un tiempo mínimo y sindificultades . Figura 8 .- Cabeza de arrastre.

Las actividades mecánicas son las siguientes : El tractor aplica una fuerza horizontal al carril y sedesplaza longitudinalmente hasta conseguir la posicióndeseada , Fig. 9.

- Preparación del terreno . Nivelación longitudinal ytransversal de la traza y acondicionamiento del CINTA

CARRIL

firme. TRAVIESAS

- Replanteo topográfico de la nueva traza con estacas - - :�. -de borde de traviesa cada 10 m y de borde depontones en la cabeza motriz . En el sistema polarse replantearán las alineaciones intermedias. - -�'

- Comprobación del estado mecánico de la instalación DIRECCION

y colocación de escuadras para impedir el volteo de CABEZA DE ARRASTRE DE RIFADO

la banda durante el ripado. Ó- TRACTOR

- Traslación del carro tolva o triper . La rotopala o el Figura 9.- Reposicionado de una cinta ripable.apilador se desplazará hasta el lugar donde comen-zará a operar después del ripado.

Cuando el terreno se encuentra en muy malas con-- Desconexión eléctrica y distensionado de los cables . diciones , pueden ser necesarias ayudas de empuje de

Retirada de los cables de alimentación de la zona otras máquinas auxiliares : tractores , retroexcavadoras,de trabajo del equipo de ripado . etc, desde el otro lado de la cinta.

349

RO10

i

C• J.r�+'!�- � ,►•t r..�- � '.�.. �_ -.ate--

Foto 3.- Ripado de una cinta de escombrera en Lignitos de Meirama.

En cintas de gran longitud es conveniente el empleo de 3.4 . Planificación del ripadovarios tractores.El ripado de una cinta constituye una de las operacio-

La cabeza motriz se traslada según los sistemas ex- nes que requiere una planificación muy cuidadosapuestos en el epígrafe 2 . 1., al igual que la estación de debido a:retorno.

- Constituye una parada total del circuito , con unaduración de varios relevos.Las cabinas eléctricas se mueven hasta el nuevo

emplazamiento con auxilio de tractores , acompañando - Requiere el trabajo coordinado de varios depar-en su movimiento a la cinta . tamentos : planificación , operación , mantenimientomecánico y eléctrico.

3.3.3. Operaciones posteriores La duración del ripado es función de los siguientesfactores: condiciones del terreno , climatología , longitud

Las operaciones finales consisten en: de la cinta, número de equipos disponibles, experienciadel personal y superficie del ripado.

- Alinear la cinta, cabeza motriz , puente en rampa yestación de retorno . Además del tractor de ripado,se precisan pequeños tractores y retroexcavadoras . Con respecto al tiempo de ripado, éste se divide en

un tiempo fijo y otro variable. Los tiempos fijos son- Instalar los anclajes de cabeza y cola . los dedicados a la preparación del ripado, a las

operaciones posteriores , y al rodaje, y sólo dependen- Supervisar la instalación eléctrica , y de la longitud de la cinta . En la Tabla II se indican

los tiempos medios necesarios registrados por Hawry-- Efectuar la prueba de rodaje . lak et al., (1975).

,Fn

TABLA II

TIEMPO EN HORAS SEGUN LONGITUD DE CINTAACTIVIDAD

<500m 500m-1.000m > 1.000 m

Preparación del ripado 2 - 7 3 - 9 4- 12

Operaciones posteriores 8 - 22 12 - 26 16 - 30

Rodaje 2-4 3-5 3-5

El tiempo variable es el determinado por el ripado se efectúe, se obtienen los rendimientos y eficienciaspropiamente dicho y, según las condiciones en que indicados en la Tabla III.

TABLA III

CONDICIONES DE RIPADO RENDIMIENTOS (m3/h) EFICIENCIAS DE OPERACION

Fáciles 4.000 - 13.000 0,6

Favorables 3.500 - 10.000 0,55

Medias 3.000 - 6.400 0,5

Difíciles 1.600 - 3.600 0,4

Muy difíciles 700 - 1.800 0,3

Según Hawrylak el al., los parámetros de ripado son los recogidos en la Tablaoperación recomendados para efectuar el IV.

TABLA IV

• ÉCONDICIONES DE PASADA DE VELOCIDAD DE ELEVACION DE

RIPADO RIPADO (m) RIPADO (km/h) CARRIL (m)

Fáciles 0,6 - 1,5 3.6 - 10,8 0,15Favorables 0,5 - 1,2 3.6 - 10,0 0,15 - 0,25Medias 0,5 - 1,0 3,6 - 8,0 0,20 - 0,35Difíciles 0,4 - 0,8 2.7 - 6,0 0,30 - 0,45

Muy difíciles 0,2 - 0,5 1.8 - 4,5 0,40 - 0,55

351

En la Fig. 10 se representa un ábaco de operación de ripado de cintas transportado-cálculo de los tiempos invertidos en la ras.

EJEMPLO

CINTA DE 800 m. DE LONGITUD RIPADA A 1OOm. DEDISTANCIA CON UNA EFICIENCIA DE 0,6, UNASPASADAS DE 1 m. Y UNA VELOCIDAD DEL TRACTORDE 2,22 m/s.

DISTANCIA MEDIA DE RIPADO d(m) TIEMPO DE RIPADO a 960 min.

\ 1

É120

J

J10

F \ k

2 0.8 '

a80

W

3

kJ 0.6 O I

W wi

0,4 ÚG 40 W O

ZO 0.2 U a� LLa0 0

W 0_

0

O0.5

04 3.0 Ó

W iz á t

12 k. 1sc

2 a 14 Cá? 2 = É

Z3 k.s zawaa:~ O 20 2z 3.0 0 0 . 2 04 06 Ob 1.0

VELOCIDAD MEDIA DELTRACTOR DE RIPADO VR (m/s)

Figura 10.- Abaco para estimar ¡Os tiempos de upado.

4. Bibliografía- GOLOSINSKI, T.S. and BOEHM, F.S.: "Belt Con- - TEREZOPOULOS, N.G.: "Continuous Haulage and

veyor Shifting". Continuous Surface Mining. Edmon- Pit Crushing in Surface Mining" . Mining Science andton. 1987. Technologie. July, 1988.

- LOPEZ JIMENO, E.: "Cintas Transportadoras Ripa- - WEISSFLOG, J. and GLANZ, W: "Shiftable Con-bles en Explotaciones de Lignito a Cielo Abierto". veyors". Material Handling in Opencast Mining.Rocas y Minerales. Sept. 1982. Johannesburg. September, 1980.

- SELLIGER, G.: "Ripage des Convoyeurs á Bande dela Mine d'Arjunzaux". Revue de la Industrie Minerale.Mai, 1979.

�5�

CAPITULO XIII

Apiladores y equipos complementarios en los sistemas continuos

1. IntroducciónEn la gran minería a cielo abierto, donde se utilizansistemas continuos de explotación, además de las b)unidades de arranque, existen diversos equipos com-plementarios que realizan diferentes funciones : trans-ferencia de los materiales, vertido de éstos en es- c)combreras o parques, etc.

Estas máquinas llegan a ser tan importantes como laspropias de producción, por lo que se les debe prestar ladebida atención, tanto en su diseño, selección y aplica- coción.

En este capítulo se describen los principales tipos deapiladores, puentes de transferencia, carros cinta, carrostolva, etc. e)

2. Apiladores

El apilador es la última máquina dentro de unsistema de operación continuo, cuya misión es elvertido de los esté ri les en las escombreras y la Figura 1.- Tipos principales de apiladores.colocación selectiva de los minerales en los parquesde homogeneización. Mientras que estas últimas Las cintas giratorias de los tripers proporcionan unasunidades son muy sencillas y van asociadas a un alturas de vertido limitadas y con montones apiladostriper, las primeras han alcanzado un grado desofisticación muy elevado para adaptarse a las con secciones de forma triangular, por lo que sucondiciones geométricas, geotécnicas y de producción aplicación se ve restringida a los parques de alrequeridas en las explotaciones de lignitos pardos de macenamiento en los que se controla la altura y el giroEuropa Central, con capacidades de apilado de hasta automáticamente, según el programa previsto para lograr240.000 m3/día. una buena homogeneización.

Su aplicación en el vertido de estériles es casi nula,debido a la gran cantidad de tractores necesaria paraextender el material , que hacen que el coste sea

2.1. Tipos de unidades prohibitivo , por lo que en las escombreras se empleansolamente los apiladores convencionales, semicompactos

Existen fundamentalmente los siguientes tipos de y compactos.

apiladores, Fig.1.:

a) Cintas giratorias asociadas a un triper . 2.1.1. Apiladores convencionales

b) Apiladores compactos. Este tipo de apiladores fue desarrollado en las minas delignito pardo alemanas. Las primeras unidades que se

c) Apiladores semicompactos con cinta de alimentación utilizaron en Rheinbraun disponían de cinco o mássobre el triper. cintas entre el punto de carga y el de descarga.

d) Apiladores semicompactos con cintas de alimen- En la actualidad, el diseño de estas máquinas se ha

tación suspendida. simplificado, existiendo tres clases de apiladores:

e) Apiladores semicompactos con cintas de alimen- - Apiladores con dos cintas.tación sobre orugas y asociadas a un triper con - Apiladores con tres cintas.cinta giratoria. - Apiladores con cintas de alimentación suspendidas.

f) Apiladores convencionales con cintas de alimentaciónsobre orugas asociados a un triper con cinta girato- El primer tipo es el más sencillo de construcción, conría. pocos puentes de conexión y proporciona una buena

disponibilidad mecánica. Un estudio detallado revela - Las velocidades de las dos cintas son idénticas,algunos inconvenientes: produciendose solamente un cambio direccional en- La localización del punto de giro vertical del brazo el flujo del material en ese punto de transferencia.

se encuentra próxima al eje de giro de la super- - La aceleración del material se produce en el ex-estructura, lo que se traduce en fuerzas transver- tremo de la cinta de descarga, sin ningún cambiosales que deben ser absorbidas. en la dirección del flujo del material.- El ángulo de inclinación en el extremo de recepción

de la cinta del brazo de descarga cambia conside- Los apiladores con tres cintas tienen un menor peso enrablemente durante las diferentes posiciones de operación, del orden de un 10%, y, por tanto, un costeoperación. de inversión más bajo.

- Debido a que el ángulo horizontal en la zona dealimentación se modifica constantemente por elmovimiento de giro durante la operación de apilado,el material que fluye se ve sometido a un cambiopermanente.El primer factor conduce a un gran peso de diseño,mientras que los otros complican el punto de trans-ferencia en la zona central.

Foto 1.- Apilador convencional y cinta ripable en unaescombrera.

2.1.2. Apiladores con cinta de alimentaciónsuspendida

Constituyen un diseño simple, por cuanto sólo disponede un sistema de traslación, lo que se traduce enmayores pesos en servicio de la máquina.

2.1.3. Apiladores compactos o estándar

Al final de la década de los 70 comenzaron a populari-zarse los apiladores compactos, que difieren de losconvencionales en los siguientes puntos, Fig. 3:

- Disponen de un sistema de traslación con dosFigura 2.- Tipos de apiladores convencionales.

orugas.

- Tienen un centro de gravedad bajo con un con-En el segundo tipo, el material pasa por una cinta trapeso que es una prolongación de la superestruc-intermedia antes de pasar a la cinta de descarga, lo tura giratoria.que proporciona las siguientes ventajas:- La localización del punto de giro vertical del brazo - Poseen un sistema hidráulico con el que se con-

se sitúa en la sección frontal de la estructurasigue el accionamiento de traslación, de elevación

soporte. Por esto puede eliminarse la pieza transverdel brazo

- isal delantera del chasis y sustituirse por una estruc-tura de celosía continua. Los apiladores compactos tienen las siguientes carac-- El ángulo de inclinación entre la cinta de alimen terísticas generales:

tación y la cinta intermedia permanece constante. - Longitudes de brazo entre 30 y 60 m.

354

27m

50 m ►�� 62.S m

o).

24 m

I+--- 5 0 m 5 0 m

b).Figura 3.- Comparación entre un apilador convencional al f otro compacto b).

- Capacidades de apilado entre 450 y 7.500 m3/h 2.2 . 1. Brazo de descarga

Anchuras de banda entre 600 y 2.200 mm .La longitud del brazo de descarga determina el peso y

Las ventajas de los apiladores compactos frente a los coste del apilacor. Esta longitud depende de:tradicionales son: - La altura anchura del bloque inferior de la es-- Menor peso en operación , del orden del 12%, y, por combrera oor debajo del piso de traslación del

tanto, menor inversión inicial . apilador).- Son unidades estándar , y por consiguiente el plazo - La altura ; anchura del bloque superior de la es-

de entrega es inferior . Son más fáciles de montar e combrera oor encima del piso de traslación delinstalar . apilador ), = g. 4.

- Tienen mayor estabilidad y maniobrabilidad . - El ángulo :el talud, y

Por el contrario , los inconvenientes que plantean son: - Las condic ones de estabilidad

- Menor longitud de brazo , lo que obliga a bloques deescombrera de menor altura y anchura y, por tanto En la constr_ :z: ión del bloque inferior , la altura es,aumenta el número de ripados de las cintas . función propo-_ onal de la longitud del brazo.

- Menor número de orugas que los convencionales , lo Para una altL-_ de vertido dada , a una mayor longitudque se traduce en una mayor presión específica de brazo se =:-nsigue mayor altura de bloque y sesobre el terreno . precisa menos -tovimiento del conjunto apilador-triper y

menor frecuerc:. a de ripado.- Menor disponibilidad mecánica, y- Menor vida operativa . En la constr cv.ón del bloque inferior, la anchura del

mismo se ve -�:ada por el ángulo del brazo, que sueleser de unos ' _ .

2.2. Características generales y de diseño2.2.2. Longi_id de la cinta de alimentación

Las variables operativas y su influencia sobre losparámetros de diseño son las reflejadas en la Tabla 1 . La dimensiór la cinta de alimentación determina la

anchura de biu»e máxima y, por tanto , el volumen deLos componentes de diseño más impo rtantes son: el apilado , por Ic a_,e es interesante disponer de una longitudbrazo de descarga y el brazo de alimentación . de la cinta ce alimentación similar a la del brazo de

355

TABLA 1

Parámetros de operación Cinta

• Capacidad de apilado • Tipo y ancho de banda• Tipo de material

Altura y sección de la escombrera Brazos de alimentación y descarga

• La longitud del brazo 2 veces la altura de laescombrera.

Construcción de la escombrera Sistemas y posibilidades de giro

• Apilador selectivo

Condiciones geomecánicas Sistema de traslación

• Presión admisible• Número de orugas• Radio de giro

á� II I

II<

3

Figura 4.- Sección con las etapas constructivas de una escombrera.

descarga de la máquina, consiguiéndose así minimizar el 2.2.3 . Peso en operaciónnúmero de ripados de la cinta de escombrera.

El coste de capital del apilador depende de su peso enservicio, que a su vez es función de las siguientes

La cinta de alimentación puede ir asociada al triper o variables:alimentarse mediante una cinta giratoria. - Longitud del brazo de descarga.

1.1J Z l,

�� tea, Set: ', � -�+'�+�,�.... . • .. �

Foto 2- Apilador de brazo largo con capacidad de vertido de 8.800 mh y long itud de 462 m (TAKRAF).

EE

- Longitud del brazo de alimentación . ------- E

- Capacidad de apilado . CONSTRUCCIONEN PARALELO

CINTA DENCO

Otros factores a tener en cuenta son:

- Tipo de diseño.Capacidad de giro . LATERALES

- Capacidad de elevación . CINTASDE RAMPA

Para calcular el peso en se rv icio de un apilador puede RAMPA DEutilizarse la siguiente ecuación : ACCESO

M = 2,4 . lo , -1000 CONSTRUCCION''\

POLARdonde:

M = Peso en servicio de la unidad (t). CINTASDE BAN00

ID = Longitud de la cinta de descarga (m).

O„, = Capacidad de apilador (m3s/h).

CINTAS DE RAMPA RAMPA DE2.3. Práctica operativa ACCESO

Existen básicamente dos métodos de operación con losapiladores para construir las escombreras , Fig. 5, tanto Figura 5- Formas de trabajo con los apiladores en escom-si éstas son interiores como exteriores : breras con dos niveles de vertido.

{- Construcción en paralelo 3.1.1. Longitud del brazo de apilado- Construcción polar

La longitud del brazo viene determinada por las con-Siempre que sea posible debe elegirse el sistema polar , diciones geométricas y por la geología del yacimiento,ya que proporciona : y constituye uno de los criterios fundamentales debido- Mayor simplicidad , con una cinta en lugar de dos a su influencia sobre el peso en operación (Peso

en cada nivel. Longitud de brazo') y, por consiguiente, en la inversión.- Menor inversión.- Facilidad de operación . 3.1.2. Capacidad de apilado

Las apiladores actualmente en operación tienen unas

3. A iladores vente o de brazo lar- capacidades comprendidas entre 4 .000 y 15. 000 m3/h.p p Este parámetro tiene una influencia lineal sobre el peso

go. de la máquina.

Debido a que las condiciones geológicas de los yaci-mientos impedían con frecuencia el empleo de las cintas 3.1.3. Peso en operaciónpuente , y a que se precisaba el ve rt ido directo de losestériles en el hueco creado, fueron desarrollados los El peso en operación , Fig. 6, se determina a partir de"Cross Pit Spreader", (XPS), que han ido incrementando la siguiente ecuación:su utilización al haber demostrado una eficiencia y unoscostes de operación similares o mejores que las cintas L2puente clásicas , que se describirán más adelante . M = 1/2 (1 + ) . (4L +

10.000 30Por otro lado , han ido desplazando al sistema tradicionalconstituido por : rotopala , cintas y apilador, debido a lassiguientes ventajas : donde:- Mayor inversión en el sistema de cintas tradicional

que en el XPS , situación que se acrecienta al M = Peso en operación (t).aumentar la longitud de banco y el desnivel entre el Q, = Capacidad de apilado ( m's/h).tajo de carga y el de ve rt ido.

L = Longitud del brazo de descarga (m).- Menor consumo de energía por unidad volumétrica

movida.

- Mayor eficiencia de la operación al disminuir elnúmero de vertidos.

7000- Mayor facilidad de control y mantenimiento, precisáis-dose menos mano de obra. ,'

- Menor número de paradas al eliminar los ripados de I ó °°o

cintas de banco. 1500

- Menores necesidades de maquinaria auxiliar. oo�c1000

3.1. Características generales y de diseñosoy

Los parámetros de diseño más impo rtantes en estasmáquinas son:- Longitud del brazo de descarga.- Capacidad de apilado . c 1co rsc 700

L (m)- Peso en operación . Figura 6.- Peso en operación de los apiladores puente según la- Posibilidad de giro de la superestructura . longitud del brazo y capacidad de apilado.

- Localización del contrapeso.- Presión sobre el terreno. 3.1.4. Posibilidad de giro de la superestructura- Tipo de estructura.

A pesar de que las máquinas con superestructuraA continuación se analiza cada uno de estos paráme- giratoria aumentan su peso en servicio entre un 10% ytros . un 20% , tienen las siguientes ventajas sobre las fijas:

35R

- Disminuye la necesidad de tractores para el aca-bado de la supe rficie del ve rtido antes de procedera su revegetación.

- Permiten la construcción de taludes más tendidos,necesarios con determinados tipos de materiales.

- Tienen mayor flexibilidad de operación en los finalesde corta y en presencia de rampas.

i- Permiten el cruce con una dragalina , sin pérdida de s r J r Vproductividad para ésta.

- Proporcionan mayor seguridad durante la operación Figura 8.- Diseño geométrico de un apilador puente.cuando se producen vientos fue rt es.

- Dotan de mayor flexibilidad a la operación durante presiones de un 20% a un 30% mayores que en lasla ape rtura del hueco inicial . supe rficies de las escombreras donde debería ir situado

el apilador convencional. Esto posibilita que las grandesLas pistas de giro o rodadura utilizadas , Fig. 7, tienen unidades dispongan sólo de tres grupos dobles deunos diámetros comprendidos entre 18 y 22 m, para orugas.unos brazos de vertido entre 250 y 300 m . El sistemade engrase es centralizado y las menores cargas a queestán sometidos , en comparación con las rotopalas , 3.1.7. Tipos de estructuraproporcionan unas duraciones mayores , del orden de 15a 20 años . El brazo de descarga consiste en varios segmentos o

módulos unidos mediante a rticulaciones y amarrados almástil mediante sistemas de cables dobles preten-sionados.

cy o ° Se emplean estructuras o celosías metálicas tubulares,°O con secciones rectangulares , Fig. 9.

. o tLa utilización de aleaciones ligeras en la estructuratubular no está muy extendida , ya que la disminución depeso se ve contrarrestada por el aumento de secciónnecesario y se producen mayores cargas debidas al }

pK viento.

- y 3.2. Aplicaciones

Este tipo de apiladores puede alimentarse mediante:rotopalas o excavadoras.

Figura 7.- Pista de rodadura de un apilador puente . La rotopala constituye la máquina ideal , debido a que laproducción es continua y a que permite una altura debanco de hasta 30 m.

3.1.5. ContrapesoUn ejemplo interesante es el de una explotación de

La localización del contrapeso debe estar aproximada - lignito en Texas, donde dos rotopalas realizan la ex-mente a L/2 del eje de la máquina , Fig. 8. No obstante , cavación del nivel supe rficial y alimentan a un XPS queen algunos casos esta disposición puede provocar inter- vie rte los estériles por encima de los materiales queferencias con la excavadora o con el puente . Hay que extrae una dragalina , Fig. 10.hacer notar que cualquier acortamiento de la distancia deleje al contrapeso se traduce en un aumento de éste y,por lo tanto , del peso total de la máquina.

3.3. Consideraciones de selección3.1.6. Presión sobre el terreno Cuando se pretende aplicar un sistema XPS se debe

efectuar un proyecto y planificación muy detallado de laUna ventaja del empleo de los XPS es que el terreno explotación para determinar con precisión la produccióndel frente de excavación permite , norm..cilmente , unas y las dimensiones requeridas.

359

IÍ

Figura 9.- Diseño del brazo oe aescarga.

306 n J

Co,

b, bo- .í

A TAJO SUPERIOR DE LA DRAGALINA a ESTERIL DE TAJO SUPERIOR DE DRAGALINA8 TAJO INFERIOR DE LA DRAGALINA b ESTERIL DE TAJO INFERIOR DE DRAGALINACI TAJO INFERIOR DE ROTOPALA c ESTERIL DE ROTOPALA

CII TAJO SUPERIOR DE ROTOPALA 3

Figura 10.- Apilador puente trabajando en una mina de carbón con dos rotopalas y una dragalina.

Existen tres diseños básicos de este tipo de apiladores: B.1. Variante

A.- Diseño convencional Permite un pequeño giro entre la cinta de alimentacióny la de carga.

- Superestructura con giro de 360°.

- Posibilidad de giro de la cinta de alimentación y C.- Diseño con superestructura fijadescarga con un ángulo comprendido entre 180° y - Superestructura fija210°. - Cinta de alimentación fija o con giro de 180°.

B.- Diseño tipo carro-cinta Otras variaciones posibles son:

Superestructura con giro de 360° - Elevación del brazo de descarga, yNo hay posibilidad de giro entre la cinta de alimen- - Variación de cintas de alimentación y número detación y la de descarga. orugas.

360

-------------

_.. ces=��-.. \ .

i P

e-e

Figura 11 .- Apilador puente con brazo de descarga de 195 m.

La velocidad de giro de la cinta de descarga deter- 4. Cintas puentemina los esfuerzos dinámicos sobre el brazo y, portanto, su influencia es significativa sobre la masa total La primera respuesta de diseño para solucionar eldel equipo . ve rtido directo desde el frente de excavación a la

escombrera, eliminando por completo el transporteperimetral, se produjo en las explotaciones alemanas

La velocidad de la banda debe ser la mayor posible que durante los años 20 . Hay que hacer notar que en laadmita el material. actualidad más del 50% del estéril que debe ser ex-

traído en las explotaciones de lignito del Este de laRepública Federal de Alemania es vertido a la es-El apilador tipo A es el que proporciona una mayor combrera por medio de cintas puente, también co-flexibilidad de operación , pero el que requiere un mayor nocidas por "Overburden Conveyor Bridge", (OCB).coste de inversión , que puede llegar a ser del orden de

75% al 100% del de tipo C. Los equipos operativos se encuentran estandarizados entres tamaños, denominados : F34, F45 y F60.

El diseño del tipo "B" se recomienda también por su El espesor que es posible excavar con una OCB sealta flexibilidad , y su coste de capital se incrementa con determina por el alcance y longitud de la cinta derespecto al tipo "C " aproximadamente en un 20% , sólo descarga, de forma que' pueda construirse la es-cuando se consideran todos los parámetros que inter- combrera de acuerdo con los estudios geotécnicosvienen en la operación . realizados.

Las cintas puente se apoyan en dos puntos , uno situadoAunque el tipo "C" es aparentemente el de menor en el frente de excavación y otro en la escombrera quecoste , cuando se comparan con los otros dos, con una va construyendo ella misma.producción teórica idéntica, en la etapa de diseño dela mina se comprobará que es preciso aumentar su El sistema de traslación es autopropulsado sobre víascapacidad horaria debido a las pérdidas de tiempo en ambos puntos de apoyo.causadas por la falta de flexibilidad y maniobrabilidad,resultando finalmente un mayor coste de adquisición de La utilización de las cintas puente requiere yacimien-la máquina. tos con una gran regularidad de disposición, ya que

361

F 60PESO EN SERVICIO 12.900tCAPACIDAD = 36.000 m'•a/h

1� I (E; B

' te:7m

i ,Stsm 2 72 S '„pm 1

F 45PESO EN SERVICIO 5.650 t.CAPACIDAD = 16.000 0.01h

1

El / / /' I 10 ri.Sm �\

L . ,1sm i x7s • 7.sm - --

F 34PESO EN SERVICIO 2 2.650t.CAPACIDAD= 8.700 m3,/h

°, I E� tS: em C

ISm 1e0:6m

Figura 12.- Tipos de cintas puente.

sólo permite una variación de nivel entre los dos CINTA OE OEICARCA CINTA PRINCIPAL

apoyos de ± 5 m, con una inclinación de bancomenor del 3%.

220 i LATERAL

OEGCARIA RECUMUM.7tOtro condicionante para la utilización de la OCB es queel estéril debe poseer al menos un 50% de arena y 75 180 mgravas, que se depositan en el pie inferior de la es-combrera sirviendo de soporte al equipo y en una alturamenor de 18 m.

b iLATER

OEGCARIA

Los diferentes puntos de ve rtido de las cintas puentem 180 mfavorecen un perfil de la escombrera estable, tal como 95

se observa en la Fig. 12.DESCARGA INFERIOR

Cuando las alturas de banco no coinciden con losvalores de las cintas puente estándar, existen dos c

nir

NTA DE

► TAGIRATORIA

soluciones:95 m ISO m

- Establecer un sistema de rotopalas y cintas . PUENTE EXTENMM-E20m

- Modificar la cinta puente, Fig. 13.

d)Estas máquinas pueden alimentarse mediante: rotopalas,machacadoras móviles y excavadoras de cangilones. 9 m 200m

En el Este de la República Federal de Alemania, las a) CONSTRUCCION ORIGINALOCB van siempre asociadas con las excavadoras de e) BRAZO DE VERTIDO EXTENSIBLEcangilones, que también se desplazan sobre carril, c) BRAZO EXTENSIBLE Y CINTA GIRATORIAtrabajando en bloque lateral. Aunque la alternativa más d ) PUENTE EXTENSIBLEfavorable es una cinta puente por excavadora, puedendisponerse varias excavadoras por cinta puente, pero Figura 13.- Modificaciones introducidas en una cinta puente.

362

Foto 3.- Cinta puente en una mina de lignito pardo en Alemania.

hay que tener en cuenta que cada unidad de arranqueprovoca una reducción de la utilización del sistema enun 5%, Fig. 14.

En la República Federal de Alemania también se han áconstruido cintas puente , más sencillas en su concep- sción y con traslación sobre orugas . En la Fig. 15 sepuede ver este equipo trabajando con una rotopala en óuna mina de diamantes de Namibia. á 7s

W

2 3 4NUMERO DE ROTOPALAS CONECTADAS AL PUENTE

Figura 14.- Relación entre el número de excavadoras conectadasy el tiempo de utilización de una cinta puente.

5. Carros tolva

Los carros tolva sirven para alimentar a las cintasripables de tajo, bien desde la máquina de produccióndirectamente : rotopala , trituradora móvil ó minador, obien desde equipos intermedios como es el caso de loscarros cinta.

Normalmente , se desplazan sobre vías por medio desistemas de tracción autónoma, pudiendo llevar incor-porado el tambor de cable de la máquina de alimen-tación, Fig. 16.

Foto 4.- Rotopala hidráulica descargando el material sobre En trabajos con materiales muy pegajosos y blandos, eluna cinta puente. sistema de traslación se suele realizar mediante orugas.

363

Im �.

u1•r6+

-1 ` - ' -

L¡

_L

Figura 15.- Cinta puente con traslación sobre orugas.

r. .

-02

,p—-

Figura 16.- Esquema de un carro tolva.

364

6. Carros cinta Un conjunto de posibles operaciones de rotopalas concarros cinta puede verse en la Fig. 18. La simbología

Un carro cinta o "Mobil Transfer Conveyor", (MTC), se que aparece en las dos columnas corresponde a:puede definir como una cinta móvil que está instaladasobre una plataforma giratoria. La cinta propiamente Condiciones de operacióndicha está dividida en dos partes: una más corta conuna tolva que recoge el material y otra más larga que

P = Nivel suelo.lo entrega .R = Rampa.

Básicamente , existen dos tipos de carros cinta: U = Nivel bajo el suelo.- Con un solo tramo de banda, en cuyo caso al variar

la altura de descarga también lo hace el punto decarga, Fig. 17a. Posición de la superestructura

- Con dos tramos de banda, siendo posible entonces N = Normal.ajustar independientemente la altura de la tolva de S = Girado con respecto a la cinta de banco.recepción y del extremo de vertido, pero manteniendo las dos cintas siempre alineadas en proyecciónhorizontal, Fig. 17b.

• . • PO-INI Pp•INI

I ,_ III•• _ u R10 • INI R10IN1

1 I• ,• I PP-1N PP. 2N

CL

-- •' R1P•IN R1P•2N1� 1

• ., 1.. RIRI•1$ P111 1. 2N

�r , R2RIW R2R 1.2N

b.

_jY_

V10•INI UIO-INI

Fgura 17 .- Tipos de carros cinta.

VIP.IN u1P.jNEstos equipos suelen trabajar combinadamente con lasrotopalas y las trituradoras móviles. -

En el primer caso , que es el más usual, son alimen UIUI • rl I, nl,• 2NLados por la rotopala y realizan la descarga sobre lacinta ripable de banco. Otra posibilidad es alimentar aun apilador puente. u• V2'1 -xl V1U1-2N

1.1

Las ventajas que reporta la utilización de los carros Figura 18 .- Operaciones que se pueden efectuar mediante el

cinta son las siguientes:trabajo combinado de una rotopala y un carro cinta.

- Permiten aumentar la altura máxima de excavación. El trabajo del carro cinta con trituradoras móviles- Facilitan la apertura de rampas. posibilita, además, mantener una distancia de seguridad

entre el frente de voladuras y las cintas de banco.- Hacen posible incrementar la anchura máxima de

En lo concerniente a las características técnicas deexcavación sin ripar la cinta de banco. diseño de estos equipos, que en un gran número ya se- Aumentan el alcance de excavación, favoreciendo la encuentran estandarizados, un parámetro muy impor-

apertura de bancos. tante es el peso en servicio, que es función de la

,ir r

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6; - s.. r7::,r., r�éi,�ela-a�w+`�►si �Ik�`� �yp � /f.1G.lid�r.`r. •.1 r.....r ' r::11'�- 11 --r-_. r'. � __�tr•' iYF'-

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A

r C.,

Foto 5.- Carro cinta.

Las cintas con anchura de banda superiores a el empleo de cintas giratorias con anchura de banda1.800 mm precisan triper sobre orugas, siendo normal superiores a 1.400 mm, Fig. 22.

e-3000 / 2x15OOKw Q-37000t/h

-�

5-2200 / 2x630Kw 0- 16000 1: / 11

8-1800 12X43OKw Q-11200t/h

e-1600 /0-7200111h_

Figura 22.- Diseño de los triper para diferentes producciones horarias

7.1. Carros transportadores de orugas

Los vagones o carros transportadores de orugas son °unidades autónomas equipadas con motor diesel, °destinadas a realizar funciones auxiliares dentro de las °explotaciones: cambio de emplazamiento de las estaciones motrices, cambio de las instalaciones semimovi-les de trituración, traslado de algunos componentes oequipos, etc. Í

Los carros están dotados de una plataforma elevable, Í 1 jhasta 0,8 m en los mayores equipos, y giratoria, que vasobre cuatro cilindros hidráulicos y que se utiliza para 1-levantar del terreno el elemento o conjunto a transportar. I

Se han desarrollado unidades pequeñas sin cabina y _con mando a distancia, que con un peso de unas 70 ttienen una capacidad de elevación de más de 200 t,ejerciendo sobre el terreno unas presiones inferiores alos 200 kPa. +

Los carros de orugas de gran capacidad, Fig. 23.disponen de cabina de mando incorporada en la partefrontal entre las dos orugas. Tienen pesos del orden delas 200 t y son capaces de transportar componentes dehasta 1000 t, con presiones medias específicas tambiéninferiores a los 200 kPa. Figura 23.- Transpo rtador de orugas.

t: t v

Foto 6.- Carro transportador desplazando los módulos de una trituradora semimovil.

3fiR

En la Tabla II se reflejan las características principalesde los vagones de orugas construidos por Krupp comounidades estándar.

TABLA II

MODELO

CARACTERISTICA Unidad TR 700 TR 500 TR 400 TR 300 TR 200

Longitud m 11,9 11,5 9,6 8,9 7,8

Anchura m 9,5 8,4 7,6 6,5 6,7

Altura (con cilindro recogido) m 2,62 2,65 2,30 1,90 1,56

Carrera del cilindro m 0,8 0,8 0,7 0,6 0,5

Superficie de apoyo de las orugas m2 42,9 33,2 26,6 18,8 14,5

Peso del transportador (sin carga) t 213 165 120 85 68

Peso de la carga t 700 500 400 300 200

Capacidad máxima (con carga centrada) t 1.000 700 550 400 240

Inclinación remontable (con carga) 1:5 1:5 1:5 1:5 1:5

Inclinación transversal admisible 1:10 1:10 1:10 1:10 1:10

Velocidad de desplazamiento (sin carga) m/min O a 25 0 a 25 0 a 25 0 a 25 0 a 30

Velocidad de desplazamiento (con carga) m/min 0 a 12 Oa 12 0 a 12 0 a 12 O a 12

Presión sobre el terreno (sin carga) kPa 49 50 44 44 46

Presión sobre el terreno (con carga) kPa 209 197 192 201 181

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CAPITULO XIV

Mineroductos

1. Introducción transpo rtado con una concentración del 48% en peso.Los diámetros de la tubería oscilaban entre los 10 cmy los 15 cm.

El transporte hidráulico de minerales y residuos deplantas de tratamiento se conoce desde el tiempo de los Durante los años siguientes se modificaron algunas deromanos. Esta tecnología ha progresado bastante desde las instalaciones ya existentes, avanzaron las inves-entonces, y sobre todo durante el siglo XX. tigaciones por parte de algunos organismos, como la

BHRA citada anteriormente y la Central ElectricityNora Blatch, en 1906, fue probablemente la primera Generating Board (CEGB), en Gran Bretaña. Tambiénpersona en llevar a cabo una investigación exhaustiva se construyeron dos mineroductos para el transporte delsobre el flujo de mezclas de sólidos y líquidos. caolín en Georgia y uno en la Unión Soviética para

carbón.En el período de 1913 a 1924 funcionó una tubería de20 cm de diámetro en Inglaterra para transportar el En 1967, comenzó a operar un mineroducto en Tas-carbón a una distancia de unos 600 m, desde unas mania para transportar 2,5 Mt/año de concentrado debarcazas en el Támesis hasta la central térmica de hierro a una distancia de 85 km, entre la planta deHammersmith en Londres. concentración y la de peletización. El diámetro de la

tubería era de 25 cm, y el producto transportado teníaAunque posteriormente se realizaron estudios como una concentración de sólidos del 60% en peso y unaconsecuencia de las operaciones de dragado, no fue granulometría inferior a las 100 mallas. La instalaciónhasta finales de los años cuarenta cuando se inves- atravesaba un terreno muy accidentado, con un desniveltigaron los factores que intervienen en el transporte de de hasta 360 m.sólidos por tubería.

En 1970, se construyó el hasta entonces mayor minero-En 1948, Sogreah (Grenoble, Francia) inició unos ducto, que era propiedad de Black Mesa Coal Pipelineestudios de transporte de arenas y gravas en tuberías Inc. La longitud era de 437 km, con un diámetro de 46de 4 a 25 cm de diámetro. Las pruebas fueron muy cm y con capacidad para transportar 5,5 Mt de carbónexhaustivas y fruto de ellas fue la correlación empírica, al año, desde la cuenca carbonífera de Black Mesa enconocida por ecuación de Durand , por la que se estima Arizona hasta la Central Térmica de Mohave en Nevada.el gradiente de presión para el flujo de hidromezclas Actualmente está en funcionamiento transportando 4"pesadas". Posteriormente , fueron obtenidos datos de Mt/año con una disponibilidad de la instalación del 99%.instalaciones indust ri ales con materiales como las arenasy las gravas , la magnetita , etc. Más recientemente , la A raíz de la crisis energética a comienzos de los añosecuación de Durand fue cuestionada, sobre todo con 70, este sistema de transporte empezó a tener un gransólidos de un peso específico muy diferente al de las interés, sobre todo en Norteamérica. En 1982, searenas y las gravas. En cualquier caso, sólo es aplica- encontraban planificadas seis instalaciones capaces deble a hidromezclas con un porcentaje de sólidos inferior transportar más de 100 Mt de carbón a través de másal 20% de su volumen. de 10.000 km de tubería. Recientemente, se han

construido algunas instalaciones para la extracción delEn 1952, la British Hydromechanics Research Associa- carbón desde minas subterráneas; como ejemplo está eltion (BHRA) comenzó a estudiar el transporte hidráulico mineroducto que actualmente tiene en funcionamientodel carbón dentro de su convenio con la National Coa¡ Hulleras de Sabero y Anexas.Board . Estos trabajos permitieron estudiar la viabilidaddel transporte de otros productos, y la construcción en1960 de unos mineroductos para caliza en Trinidad eInglaterra. La primera instalación tenía casi 10 km delongitud y un diámetro de 20 cm, mientras que lasegunda era de 112 km y 25 cm de diámetro. 2. Características generales y deEn 1950, la Consolidated Coa¡ Co. en Estados Unidos diseñocomenzó un programa de investigación y desarrollo queconcluyó con la construcción de una instalación de 176km desde Cadiz, Ohio, hasta la Central Térmica de

específicosEastlake, cerca de Cleveland. La tubería era de 25 cm 2.1. Pesos eSp y dureza de losde diámetro y transportaba 1,5 Mt de carbón al año con sólidosun porcentaje de sólidos del 60% en peso y unagranulometría inferior a las 14 mallas. La instalación Las hidromezclas conocidas son preparadas con mate-funcionó entre 1957 y 1964, año éste en el que, por riales granulares cuyos pesos específicos varían desdecompetencia con el transporte por ferrocarril, se cerró. ligeros a pesados: gilsonita (1,1), arenas silíceas,

calizas, fosfatos (2,7); concentrados de cobre (4,3) yEn 1957, la American Gilsonite Co. comenzó a transpor- minerales de hierro (4,9).tar gilsonita desde Bonanza en Utah hasta GrandJunction en Colorado, sobre una distancia de unos 115 La dureza de los sólidos es una propiedad que afecta,km. El material era triturado a menos de 4 mallas y en el transporte hidráulico, al desgaste de las bombas

TABLA 1Escalas de dureza

ESCALA MOHS NUMERO MILLER

1. Talco Bentonia, Grafito Carbón, 30 mallas 11-32. Yeso Potasa , Carbón Lignito 133. Calcita Bauxita , Barita Caliza 14-184. Fluorita Asbestos Carbón, 16 mallas 21-75. Apatito Magnetita Magnetita 67-46. Feldespato Hematite Concentrado de cobre 128-07. Cuarzo Taconita, Sílice Fosfato 133-128. Topacio Pirita 194-49. Zafiro Calcopirita 436-2210. Diamante

y de las tuberías, que son elegidas para vidas útiles mineral . Por ejemplo, los gránulos formados en laentre 5 y 20 años . Las escalas de dureza de uso molienda de la caliza para la fabricación de cemento,común que se emplean en este campo son la Escala los concentrados de cobre procedentes de flotación oMohs y el Número Miller, Tabla 1, que asigna unos los de hierro preparados para su peletización , tienenvalores de "abrasividad" a los minerales en función de . una granulometría ideal para su transporte hidráulico.la pérdida de peso que sufre un estilete de acero al Por el contrario,' otras sustancias como el carbón tienenensayarse sobre dicho mineral . El Número Miller tam- un tamaño grueso con el fin de minimizar las dificul-bién muestra un segundo valor que indica la atrición o tades de espesado y secado del material en la terminaldegradación de las partículas durante el transporte por de descarga.tubería . No obstante , se ha encontrado que es práctica-mente insignificante o muy pequeña en muchos materia-les. Debido a la tendencia de las partículas gruesas a decan-

tar más rápidamente que las finas en un medio acuoso,se precisa un régimen de flujo turbulento. Por esto, eltamaño máximo de las partículas sólidas es un factor

2.2. Granulometría limitante si se quiere realizar el transpo rte con unavelocidad de la hidromezcla razonablemente baja para

El tamaño de las partículas depende del proceso de minimizar los desgastes de la tubería y potencia detratamiento que se necesite en el aprovechamiento del bombeo.

TABLA IITamaños máximos de las partículas en el transpo rte hidráulico

SUSTANCIA PESO TAMAÑO MAXIMO VELOCIDAD DEESPECIFICO (Mallas) TRANSPORTE (m/s)

Gilsonita 1,05 4 1,20Carbón 1,40 8 1,50Caliza 2,70 48 1,10Concentrado de cobre 4,30 65 1,50Mineral de hierro 4,90 100 1,80Arenas ferríferas 4,90 28 4,90

372

TABLA 111Distribución granulométrica de los sólidos de una hidromezcla

MALLA TYLER MICRAS % EN PESO % QUE PASA

< 65 mallas 210 9 10080 177 16 91100 149 32 75150 105 13 43200 74 12 30270 53 10 18325 44 8 8

100

La granulometría de las partículas se suele dar en la 2.3. Concentración de sólidosescala Tyler, en la que cada número de mallas equivalea un tamaño expresado en micras . La experiencia actual en el transporte de sólidos por

La Tabla II recoge algunas de lastubería a grandes distancias ha puesto de manifiesto

9e granulometrías que las concentraciones óptimas por peso y por volu-utilizadas en mineroductos en funcionamiento con men son las indicadas en la Tabla W.indicación de la velocidad de circulación.

También es impo rtante tener una cierta proporción de Esta tabla muestra que hidromezclas relativamentepartículas finas que , al mezclarse con el agua, cons- espesas pueden ser transpo rtadas con partículas:ituyen un medio denso que sustenta de forma efectiva gruesas, siendo inversamente proporcionales a su pesoas partículas gruesas durante el transporte. Lógicamen- específico , por ejemplo carbón de 4 mm y magnetita de

.e, la distribución de tamaños de las part ículas depende 150 micras.

TABLA IV

Concentración de sólidos en mineroductos

Peso Porcentajes de sólidos Tamaño máximoMaterial

Especifico En peso En volumen Micras Mallas

Gilsonita 40-45 39-44 4.700 4

Carbón - .!3 45-55 37-47 2.300 8

Caliza 60-65 36-41 310 42

Cobre - 60-65 26-30 230 65

Magnetita - 60-65 23-27 150 100

¡el tipo de trituración y molienca _ se utilice, La concentración de sólidos en las hidromezclas conasí como de los equipos de = ._do y clasi- partículas gruesas, por ejemplo de fosfatos, de arenas,icación. Un ejemplo de una csz-a�ción granu- etc, es menor que en los mineroductos comerciales -ométrica típica es el presenta_c en la Tabla aproximadamente entre el 20% y el 40% en peso- paraH. prevenir los atascos en las tuberias y reestablecer la

circulación después de paradas de emergencia.

AT9

2.4. Hidráulica y flujo turbulento más efectivo cuando el flujo se mueve en la zona detransición de laminar a turbulento, y predominantemente

La hidráulica estudia el comportamiento de los fluídos, en esta última.de naturaleza compleja cuando los mismos están enmovimiento. Las leyes que lo rigen no son totalmente El tipo de flujo turbulento supone un movimiento de lasconocidas, por lo que su análisis precisa del apoyo de partículas según trayectorias muy irregulares, lo quela experimentación. Estos fundamentos son aplicables al ayuda a mantenerlas en suspensión.transporte de sólidos en condiciones de flujo casiuniforme, tomando en consideración el peso específico La naturaleza del flujo, es decir, que sea laminar oy viscosidad de la mezcla líquido-sólido. Este flujo de turbulento, y su posición relativa en una escala quedos fases puede ser, Fig. 1, uniforme, no uniforme, y señale la magnitud de la tendencia a uno u otro tipo sesegregado, según la distribución de los sólidos en la expresan por el número de Reynolds, "R":tubería.

V.D.p 14.737.0

D.v°°°°°°°°°°°°°°°°

donde:°

° ° ° ° ° ° ° ° ° ° ° ° ° ° ° R = Número de Reynolds, adimensional.° ° ° °

° °0

° ° ° ° ° ° ° ° V = Velocidad media (m/s).° ° . ° p = Peso específico (kg/m').

FLUJO UNIFORME la = Viscosidad (kg/m.s).

° ° 0 = Caudal (m'/día).D = Diámetro interior de la tubería.

° ° v = Viscosidad cinemática, centistokes (cSt).° ° ° O

° Reynolds encontró que un flujo era laminar cuando lavelocidad del mismo se reducía de forma que R <

°°°°°•°°°°°°°°°°°2.000. La zona de transición de laminar a turbulento° °° 4.00..000° °°°°°°°° ° °°°°°°°°°°°°°°°°° °........... corresponde a valores de 2.000 < R < 4.000, siendo

FLUJO NO UNIFORME este último el límite a partir del cual el flujo es exclusi-FLUJO vamente turbulento.

2.5. Viscosidad

Es la resistencia del fluido al corte. La viscosidad del°°m agua varía desde los 2 centipoise cerca de la tempera

tura de congelación hasta los 0,3 centipoise próximo a•�° la temperatura de ebullición. El valor utilizado para los

16°C es de 1,1 centipoise. Los ensayos con hidromez- - - -FLUJO SEGREGADO cías comerciales dan valores por debajo de los 20

centipoise, para concentraciones de sólidos superioresFigura 1.- Tipos de flujo de una mezcla sólido-liquido. al 60% en peso con minerales de hierro con un peso

específico de 4,9 y de caliza de 2,7. Este nivel deEn los dos primeros casos varía la distribución de las viscosidad, al ser mayor que el del agua, parece serpartículas sólidas en la sección de la tubería, aunque el suficiente para mantener los sólidos en suspensión, sincomportamiento del flujo es el mismo que en el caso de ser penalizado por el incremento de resistencia a ladistribución uniforme. En el tercero, se produce una circulación.segregación y sedimentación de las partículas, dando las pérdidas por fricción en las tuberías aumentan conlugar a un deslizamiento de una capa de sólido sobre la velocidad de la hidromezcla, tal como se representalas adyacentes. en la Fig. 2, en la que se compara el agua con dos

tipos de hidromezclas, uniformes, y heterogéneas o noEstos comportamientos diferentes son función de los uniformes. Las hidromezclas uniformes se comportanparámetros que definen el flujo, como caudal, con- con un régimen laminar hasta una determinada veloci-centración de sólidos, tamaño de partícula o peso dad de circulación a partir de la cual cambia a turbulen-específico. El transporte de sólidos se realiza de modo to. Las hidromezclas heterogéneas presentan una

X74

velocidad crítica por debajo de la cual se produce la La expresión anterior , se convie rte , sustituyendo ladecantación de los sólidos. velocidad por el caudal, en:

1 s lo (píos /30 á

h =1,107. 107 . f . Q2 m/km

D5MEZCLA HETEROGENEA

ólo-

1,086 . 105. f . p. L Q2VELOCIDAD A p = páh = rCRITICA Ds

ó donde:2w1 MEZCLA HOMOGE áh = Pérdida de energía (mlkm).

NAGUA Ap = Caída de presión (kPa).

a CAMBIO Q = Caudal (m'/día).

á DE FLUJO\ L = Longitud de tubería (km).

á D = Diámetro interior de la tubería (mm).° f = Coeficiente de rozamiento.w p = Densidad (kg/m').

Cuando el régimen de flujo es laminar (R < 2.000) elcoeficiente de rozamiento "f" es función del número de

al , 5 Reynolds, de acuerdo con la expresión:VELOCIDAD DEL FLUJO (m/s)

Figura 2.- Pérdidas por rozamiento y velocidad de flujo. 64f =

R

2.6. Resistencia a la circulación Con flujo turbulento (R > 4.000 ), el coeficiente "f"depende de la rugosidad de la pared interior de la

Todo líquido en movimiento a través de una tubería tubería y del número " R", pudiendo calcularse por lasufre una pérdida de carga o presión como consecuen- fórmula de Colebrook ( 1939):cia del rozamiento contra las paredes de la misma, surugosidad , y la resistencia al corte o viscosidad del 1 E 2,51fluido. Otros factores que también incrementan las 0,86 In ( + ),pérdidas son las dimensiones de la tubería , tanto su 3,7 . D R'li-longitud como el diámetro , las válvulas, conexiones, etc.

El cálculo de las pérdidas de carga se basa en diversas siendo:fórmulas establecidas de forma experimental o empírica . f = Coeficiente de rozamiento.Una de las más utilizadas es la de Darcy -Weisbach, E = Valor de la rugosidad absoluta , incluidos en ladonde las pérdidas por rozamiento en una tubería sonfunción de la rugosidad de la supe rficie interior , su tabla del diagrama de Moody , Fig. 3.diámetro interior, la velocidad del líquido y su viscosidad , D = Diamétro inte ri or de la tubería (m).de acuerdo con la expresión siguiente:

La relación entre los parámetros de la expresión ante-L V2 rior, y el cálculo de "f" se obtiene por el diagrama de

h, = f . , Moody, Fig. 3.D 2g Otra fórmula empírica empleada en mecánica de fluidos

con flujo en condiciones de turbulencia , es la de Hazen-donde: Williams, cuya expresión es:

h, = Pérdidas por rozamiento (m). Q = 7,434 . 10-6 • Ah05° . D2'6' . C,f = Coeficiente de rozamiento , adimensional y cal-

culado experimentalmente . donde "C" es un coeficiente cuyos valores, aproximadosse recogen en la tabla V.

L = Longitud de la tubería (m).

V = Velocidad media del fluido (m/s).

g = Aceleración de la gravedad (9,806 m/s2). Ah = 3,146 . 109 ( Q )'.852

D = Diámetro interior medio de la tuberá (m). C . D2.63

!7F

TABLA VValores de "C" en la fórmula de Hazen-Williams

VALORES DE "C"

Tubería nueva Valor ValorTipo de tubería Tubería usada medio para

Tubería nueva diseño

Fibrocemento 160-140 150 140

Fibra - 150 140

Hierro o acero con esmaltebitumástico 160-130 148 140

Hierro o acero revestido dehormigón - 150 140

Cobre , bronce, plomo , estaño,vidrio 150- 120 140 130

Madera 145- 110 120 110

Acero soldado y sin costura 150-80 130 100

Acero roblonado(sin resalte ) - 139 100

Hierro forjado o fundición 150-80 130 100

Fundición alquitranada 145-50 130 100

Acero roblonado(resalte diametral ) - 130 100

Hormigón 152-85 120 100

Acero roblonado(diametral y longitudinal) - 115 100

Acero roblonado en espirala favor - 110 100

Acero roblonado en espiral(contra flujo ) - 100 90

Acero ondulado - 60 60

Fuente: Ingersoll-Rand , Cameron Hydraulic Data , Ed. 16-2 1 .

7c

VALORES DE VD PARA AGUA A 15° C (Velocldod en m/seg O diámetro en cm)

0.1 02 04 46 48 1 2 4 6 a 10 20 40 W#91110 200 400 6006001000 L000 á000 60006000

1 VALORES 0 VO PARA AIRE A a C V94.00 EN s(6 . OIAMET4o ENC41 1 2 lO 20 40 60 100 200 400 1000 2000 [000 6000 t4000 46000 61O 100.000-1 4 41 .

A9 eEMTí uNnurt s.R

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T>Wu A2 001 oW 0006O X006 OGC1 ACERO ROBLANA00 4091 0. 1 TUURtO UllA A004

HORMIGON 409 -0.3 DIS 11 111111 111MADERA 40103-4091 1 11111111 111FW O0N 40269 A0021RERR0 64NANIU00 40(00FUNDIpoN ASFALTADA 40(22 D001ACERO COMERCIAL,OHIERRO FORJADO 40,10415 D1 A0405 {

.01 Tu60 E5 11RA00 400015

.009

o00 .X401100 2(109 3 4 s e 78 104 2(0 3/ $678 Nw 2(109 3 4 6 676 204 1001) s 4 s 6 76 NP ! 3 4 solo 100

NO DE REYNOLDS R•Vy (V en m/sep. Den m. V en m2/ seg) �

Firgura 3.- Diagrama de Moody (V.L. STREETER).

2.7. Parámetros de las hidromezclas S1,, = Peso específico de la hidromezcla.C,,, = Concentración en peso de sólidos en la mezcla

Las características más importantes de las hidromezclas (C,,,, de líquido en la mezcla).que es necesario considerar en el transporte hidráulico C = Concentración volumétrica de sólidos en la mezclason:

(C,, de líquido en la mezcla).- Concentración de sólidos. Las relaciones existentes entre ellas se recogen en la

Tabla Vi.- Tipos de flujo, y- Velocidad del flujo. Estas relaciones tienen la representación gráfica que

aparece en el nomograma de la Fig. 4 que se aplica alos sólidos en suspensión acuosa.

a) Concentración de sólidos b) Tipos de flujoLa concentración de sólidos en peso es el factor más Las hidromezclas tienen tendencia a segregar y deposi-importante para el estudio del transporte hidráulico. La tar las partículas de sólidos, a menos que el flujo deconcentración expresada en volumen afecta a las carac- transporte mantenga un determinado grado de turbulen-terísticas hidráulicas de la hidromezcla. cia que las mantenga en suspensión. Como se describió

en el apartado 2.4, tales partículas pueden distribuirse

Las variables habitualmente utilizadas son: de forma más o menos uniforme en la sección de latubería, manteniéndose en suspensión. Cuando se

Si = Peso específico del líquido. produce la segregación y deposición, las partículaspueden permanecer en reposo y bloquear la tubería, o

SS = Peso específico de los sólidos. deslizar unas sobre otras.

1,77

TABLA VI

Relaciones de concentración y pesos específicos de hidromezclas

Ss ' Sm C C Cw$ wL

Sm - SL C. C v CwC SS -$L w

SS 1 tCv (SS +CwL

. . . . . .--Sm-SL Ss Ss Cv _ CwCwSs -SIL Sm Cv Sm (S )+ CV I + Cw

Sm -SL Cv Cw $LCv $s Sm 1--e, Ss Cw .._

w S $Sm

•t

Sm-SL Ss Cv Cw SsCw

Ss -Sm SL (S)-Cv 1- CwCV

SLSS

,. -5 z 3 . 5 s , 9 El transporte de concentrados de hierro, de cobre, calizao carbón se realiza en condiciones más o menos unifor-

PESO ESPECIFICO DE SOLIDOS , S. mes , lo que permite concentraciones de sólidos superioresal 50% y velocidades inferiores a 2 m/s , Fig. S.

6 .3 .2 MALLA TYLER.� .1 0t

325 a 20 12 8 4CONCENTRACION EN VOLUMEN,Cv

AREA DE HETEROGENEIDAD

VELOCIDAD CRITICA ( DURAND-CONOOLIOs)

PESO ESPECIFICO DE LA HIDROMEZCLA , Sm /. MINERAL OE HIERRO VELOC FLUJO ) 3,1 m/.

5 I ,•'4,9 m/. CONCENTRACION SOLIDOS+ I5-40 /.6 5 4 3 20 1.5 t 3 1 . 2 1 1 1,05 p

11 EN PESO;I,S m/s 4CENTRA00 DE COBRE

1.05 1 1 1 2 1 3 1 A lis { 2 3 óy 4 2,5 m/4\MINERAL DE COBRE

PESO ESPECIFICO DE LA HIOROMEZCLA. Sir w 3 1,8 4,6 m/.4"�

42 1 94em/. ��94NF4w I,I m/.

CONCENTRACION EN PESO, Cw wCALIZA

ct�m/s ��`� sm/. CARBON

05 2 3 5 7+ 1,2miGILSONITAW

C. AREA DE UNIFORMIDAD

MODELO PLASTICO (BINGHAM)VELOCIDAD DE FLUJO : 1 , 2 - 2,4 m/sCONCENTRACION SOLIDOS • 45-70 % EN PESO

PESO ESPECIFICO DE SOLIDOS, SsO

9 4 3 2 15 14 13 12 11 1 2 3 4 5 6 7 6TAMAÑO MAXIMO DE PARTICULA (mm)

Figura 4.- Relación de concentraciones y pesos específicos dehidromezclas. Figura 5.- Tipos de flujo de hidromezcla y velocidades críticas(m'5).178

Las hidromezclas con sólidos de elevados pesos D = Diámetro de la tubería (m).específicos y granulometrías grandes precisan flujos con S. = Peso específico de los sólidos (kg/m').turbulencia para evitar su sedimentación, de forma que,aunque la distribución de partículas sea heterogénea, se S, = Peso específico del líquido (kglm').mantengan en suspensión a lo largo de la tubería.Hidromezclas de fosfatos o calizas, con granulometrías Esta fórmula ha sido calculada para partículas sólidasde 2,4 mm y peso específico de 2,7, requieren conde tamaño uniforme, pero según R.E. Mc Elvain (1976)centraciones en peso menores del 50% y velocidades los valores dados por Durand para "K" son muy conser-mayores de 3,7 m/s, con peor eficiencia que en flujos vadores cuando el tamaño de las partículas es variable.uniformes. La Fig. 7 da los valores de "K" estimados por este

último investigador en función del "d," (Abertura de laAquellos casos en los que prevalece la fuerza de malla para la cual pasa el 50% de las partículas).gravedad, y algunas partículas se depositan, el flujo serealiza por impulsos en una situación que, de persistir.supone la parada y bloqueo de la tubería.

La Fig. 6 muestra la relación típica de las pérdidas por 1,4rozamiento del flujo de la mezcla y el agua, con la -velocidad media en la tubería. Y

1,3

0 efe?�:��:• r•,�;:é >1,2

LECHO LECHO EN FLUJO FLUJO (\VESTACIONARIO MOVIMIENTO HETEROGENEO HOMOGENEO II �CQ

,�V ÍI.o

Z0

%VELOC. MINIMA

w i j OEPOSICION 0,9CL INCREMENTO DE

cCONCENTRACION

04AGUA LIMPIA

ó i

á 0,7

VELOCIDAD 0,6

Figura 6.- Tipos de Flujo.0,5

c) Velocidad del flujo0'401 .O2 04 £1608-1 2 .4 .6 .6 I 2 3

La elección de la velocidad del flujo debe atenerse a d0= ABERTURA DE LA MALLA POR LA CUAL PASAdos principios básicos, como son disponer de la tur- EL 50 % DE PARTICULAS (mm)bulencia mínima necesaria para mantener los sólidos en Figura 7.- Abaco de cálculo del parámetro "K" a partir del "dms".suspensión y realizarse a una velocidad reducida queminimice el rozamiento y desgaste de la tubería.

Como orientación, hidromezclas con granulometríasEsta veleidad mínima, denominada "crítica", depende inferiores a 50 µ precisan una gama mínima de veloci-del diárr.e:ro de la tubería, la concentración de sólidos dades comprendidas entre 1,2 y 2,1 m/s, siempre yy las cara.terísticas de la hidromezcia. cuando el flujo resultante sea turbulento. Para los casos

de tamaños mayores de 150 p y concentracionesEntre las -umerosas fórmulas propuestas, la de Durand- volumétricas del 15%, se puede calcular la velocidadCordolios es una de las más utilizadas: crítica (pies/s) a partir de la regla práctica de tomar

catorce veces la raíz cuadrada del diámetro (pies) de laV. S1)/S1 tubería.

donde: En todo caso, la determinación de la velocidad crítica decualquier hidromezcla, cuando este parámetro debe

V� = Ve ct.ldad crítica (mis). conocerse con precisión, debe obtenerse mediante

K = Cce�,jiente experimental, depende de la granulo- ensayos de laboratorio,

me~* a y concentración. De otra parte, la inclinación de la tubería de transporteg = Ace•a—ación de la gravedad (9,8 mIs2). debe ser tal que, en caso de detención del flujo, los

379

sólidos depositados en la parte inferior de la misma no DESCARGAdeslicen , ya que de lo contrario la tubería quedaríaobstruida . Los valores habituales son inferiores al 15%,y variables según las características de cada hidromez-cla.

IMPULSOR

2.8. Equipos del mineroducto

Los equipos fundamentales que constituyen un minero-ASPIRACION

ducto son: CARCASA-

- Bombas.GIRO DEL

- Tuberías . IMPULSOR

- Equipos auxiliares.Figura 8 .- Esquema de la bomba centrífuga.

2.8.1. Bombas Existen unas expresiones aproximadas que permitenrelacionar la capacidad, altura manométrica , y potencia

La potencia requerida en el bombeo de una hidromezcla de dos bombas centrífugas homólogas cuando varía eles función del peso de la mezcla movida en un tiempo diámetro del impulsor , o su velocidad.determinado , y de la presión diferencial o altura mano-métrica. La potencia absorbida por el árbol de la bomba - Pequeña variación del diámetro del impulsorserá: (velocidad constante):

Ap.Q D, Q,P -864 . e �7-OZ QZ Y►'12

donde: P D13P = Potencia en el eje (kW). = sAp = Presión diferencial en la bomba (kPa).

PZ Dz 1 ,

Q = Caudal (m'/día).donde:

e = Eficiencia global (%).D = Diámetro del impulsor .

Las bombas habitualmente utilizadas en el transporte de Q = Caudal.hidromezclas corresponden a los tipos siguientes:

H = Altura manométrica.a - Centrífugas . V = Velocidad (rpm). En hidromezclas 600 <V<b - De pistones . 1.800 rpm.

c - Especiales. P = Potencia.

a) Centrífugas - Variaciones de velocidad (Diámetro impulsorconstante)

Se han utilizado como bombas de succión de arenasen dragas , así como en la transferencia de pulpas en V, Q, NIA,plantas de concentración de minerales , siempre en la = =gama de alturas manométricas bajas a medias (< 5 VI °2MPa).

Este tipo de bombas se compone de una rueda de P'

V13álabes o impulsor , capaz de producir una fuerza centrí- =fuga a la hidromezcla en contacto con ella , proyectándo - Pz V23la hacia el exterior . Como consecuencia , se crea unadepresión en el eje de giro que aspira más fluido, Las relaciones anteriores sólo son aplicables a lasFig. 8, produciéndose una transformación de energía bombas de tipo centrífugo, y se conocen como lascinética en altura manométrica . Leyes de Afinidad.

380

La Fig. 9 refleja los rangos de altura de bombeo y la resistencia a la abrasión de las bombas centrífugascaudal para diferentes tamaños de bombas centrífugas. se consigue mediante el revestimiento, con gomas o

aleaciones especiales, del impulsor e interior de laCAUDAL (m3/h) carcasa. La Fig. 10 refleja la comparación de las

so p0 °° 10°° 50°O durezas correspondientes a minerales y metales.300

LIMITE DE PRESION MAXIMA 100

2 200 ---- Égin. 4111 Gin Sin loro t2 in . 14in. 16in. ¡Sin ; o4o W

La eficiencia es baja como consecuencia de los COmloo 1 30 promisos de diseño que tratan de reducir los desgastes

$ e incrementar las secciones de paso de la hidromezcla.W so 20 ó Se pueden estimar valores próximos al 65%.o , a

10 j

áLIMITE DE PRESION MINIMA RAÑGODEECCAUDAL 5

b) Bombas de pistoneslao 500 1 .000 5000 10000 20.000

CAUDAL (g.p.m.)Este tipo de bombas se han utilizado en la industria del

Figura 9 - Caracteristicas ae las Dombas centrifugas petróleo, alcanzándose hasta 30 MPa de presión.

MICRODUREZA KNOOP

DIAMANTE-CARBUROS 7575TITANIO 2955VANADIO 2660 "o

9 CORINDON SILICIO 2585 r99�F 1800

8 TOPACIO TUNGSTENO 2080MOLIBDENO 1800 rq 1340

CROMO 17357- CUARZO HIERRO 1025 820

6 FELDESPATOCROMO ELECTRODEPOSITADO- 975 BF

5605 APATITO so -430

�•�/j ro%o

4 FLUORITA 0'<o44v q

1633- CALCITA G+i� Z 135 a

(A -9 O O

Ó tiy Zg 9ti� </j J Y

�P �q .9 QQ

4 �,c�rg/�,9 zz V

W 2 YESO o0 9<r0 32

T�q á ó Z0 Z wF. 0

O Z W

m rn QÚ O

ck, X <r

I TALCO ° ? O 01 U Ñ z

Ñ C O coi 0 LL4 t0 V Q crJ O w0 M Z =

LL

l 10 50 100 500 1000 2000

ESCALA BRINELL

gura 10-- Comparación de la dureza de metales y minerales.

Tanto la presión de trabajo como la velocidad de lasbombas de pistón, manteniéndose en este caso el resto :: ?;•de los parámetros iguales, afectan a la vida de lasmismas según los gráficos de las Figs. 11 y 12, es-timados de forma empírica en base a los datos publica-dos. 1

2 414-

3,

J5

12 6

N 7

Ó IO

6

1. Camisa del cilindro

4 2. Vástago del pistón

3. Empaquetadura

2 4. Revestimiento de la válvula5. Asiento de válvula

00 4 8 12 16 20 6. Cuerpo del pistón

MPa 7. Membrana del pistón

Figura 11.- Influencia de la presion sobre la duracion

6 Figura 13.- Bomba de doble acción.

N 5QO=4

OO>

3

2 1 2 3

I 4

5

00 50 100 150 6N9 CARRERAS /min. -

Figura 12.- Influencia de la velocidad sobre la duracion.

Los tipos existentes son los siguientes:

- Bombas de doble acción y dos cuerpos. �Son bombas con bastantes componentes sometidosa desgaste por su contacto directo con la hidromezcla.En la Fig. 13 se relacionan dichos componentes, no 1. Pistónrecomendándose su utilización cuando se pretendendisponibilidades mayores del 95%, o rendimientos 2. Membrana del pistón

superiores al 83%. 3. Camisa del cilindro4. Revestimiento de la válvula

- Bombas de simple acción y tres cuerpos 5. Vástago de la válvula

En este tipo de bombas, Fig. 14, el vástago y 6. Asiento de válvulaempaquetadura no se hallan en contacto con lahidromezcla. Figura 14.- Bomba de simple acción.

Se alcanzan rendimientos del 90%, con motores depotencia inferior en el orden del 20%, a los necesa-rios con bombas de doble acción.

Son bombas recomendadas para la impulsión dehidromezclas a larga distancia. 1

23

- Bombas de vástago de simple acción y trescuerpos

Se desarrollaron inicialmente para manipular mezclas 1no abrasivas a elevadas presiones. Los componen-tes en contacto con la hidromezcla se describen enla Fig. 15. Para compensar el bajo desplazamientovolumétrico actuan a gran velocidad (100 - 140ciclos/minuto) lo que implica desventajas como ele-vados desgastes, escasa vida de válvulas, elevadoscostes de operación, baja disponibilidad, etc. {

1. Revestimiento de la válvula2. Asiento de la válvula

3. Vástago de la válvula

4. MembrananFigura 16.- Bomba de pistón y diafragma.

2

J 34s Otros sistemas de bombas dentro de este tipo, cone separación de la hidromezcla y los elementos de la

bomba sometidos a desgaste , son aquellos que utilizanuna barrera de separación a base de aceite o agua. Enla Fig. 17, la hidromezcla se impulsa por medio delagua a alta presión, de la cámara B a través de laválvula D, a la tubería de impulsión. Al mismo tiempo lacámara C se llena de hidromezcla a través de la válvula

1. Revestimiento de la válvula E, y el agua que ahora queda casi libre de presión con2. Vástago de la válvula eventuales impurezas, es repelida a través de la válvula

3. Asiento de la válvula F. Mientras tanto, la cámara A está en posición de

4. Vástago impulsorespera.

5. Empaquetaduras6. Casquillo estanco

TUBERIAOf IMPU*.SION

Figura 15.- Bomba de vástago.tAMARA 4 T

c) Bombas especiales CÁMARA B O

Son bombas de reciente desarrollo, en las quela hidromezcla está aislada por una membrana, CAMARA Q

11

Fig. 16, del contacto con los pistones, camisas, Eetc.

AGUA DE RETORNO• LIGERAMENTE SUCIA

Pueden ser de doble acción y dos cuerpos, y de simpleacción y tres cuerpos.

BOMBA DE AGUA TANQUE DE AGITA TANQUE DE ALIMENTA-BOMBA DE MIDROMEZCLA

DE ALTA PRESION CION DE MIOROMEZCLADE BAJA PRESION

Este diseño permite funcionamientos continuados, yconsiderable duración en los diversos componentes. Figura 17.- Esquema de bomba de barrera.

La bomba de hidromezcla y la bomba de agua a alta El espesor de la pared necesario se calcula de acuerdopresión están continuamente en servicio. Las válvulas con la expresión:son capaces de resistir presiones de hasta 16 MPa. sFinalmente, existen las bombas de tornillo, que permiten e = p . D + Kmanipular mezclas viscosas, abrasivas, y con algunaspartículas gruesas , que alcanzan presiones de hasta 7 2000 . S . F . EMPa.

donde:2.8.2. Tuberías e = Espesor de pared (mm).

El diseño de las tuberías para mineroductos es de la p = Presión de diseño (kPa).máxima importancia, ya que la selección inadecuada de D = Diámetro exterior (mm).las mismas puede condicionar la viabilidad de todo el S = Tensión deformación mínima del material (MPa).sistema.

F = Factor de diseño (< 0,72).Los parámetros a considerar en el diseño de una E = Factor de juntas longitudinales (1,0 en la mayoríatubería son: de las tuberías).

Presiones de operación. K = Factor de desgaste previsto durante la vida de la- Características mecánicas del material . tubería (mm).

- Sismicidad del área. Los materi ales de tubería más utilizados en la práctica- Características geomecánicas del itinerario. son:

- Fenómenos de desgaste, abrasión y corrosión. - Aceros al carbono, y especiales en aleaciones conníquel y manganeso , y resistencia a la deformación

En los apartados anteriores se ha calculado la presión de hasta 700 MPa.o altura manométrica necesaria para mover un volumendeterminado de hidromezcla en un mineroducto . Estos - Los anteriores , con revestimiento interi or de plásticovalores permitirán , de acuerdo con las especificaciones (PVC, polietileno , polipropileno , etc), caucho (natura-normalizadas de tuberías , seleccionar aquella que se les, elastómeros , etc), basalto , etc, se aplican comoadapte a las máximas presiones prácticas del sistema. protección, fundamentalmente, frente a la corrosión.

Estos materiales también se utilizan como consti-tuyentes de tuberías en solitario, por su resistenciainterior y exterior a la corrosión, no producencorrientes galvánicas, son ligeros de peso, y secortan y sueldan con facilidad, aunque esténlimitados a valores inferiores a 1.400 kPa de presióninterna y son altamente sensibles a las temperaturasy al envejecimiento.

Fibrocemento , aplicable al transporte, generalmentepor gravedad, de mezclas abrasivas y corrosivas.Soportan presiones interiores de hasta 1 .400 kPa.

Las tuberías de transporte de mezclas deben disponer }de protecciones no sólo contra la abrasión y corrosión,

+.� + sino también contra agentes externos y sobrepresioneso vacíos que accidentalmente pudieran producirse.

Frente a los fenómenos de abrasión y corrosión inte-riores, éstos se minimizan seleccionando velocidades de

Foto 1.- Conjunto de bombas de impulsión de la hidromezcla. flujo bajas (< 3,5 m/s) y acondicionando la pulpa con(Samarco Mineragao , S.A.). inhibidores de la corrosión (cal, compuestos de fosfatosádico, etc), cuando la superficie interna es metálica.

Las presiones de operación, habitualmente, están Los recubrimientos internos de tipo orgánico anterior-comprendidas en el rango de 5 a 10 MPa, aunque en mente mencionados, incrementan la resistencia a lasu selección influyen los intervalos de las estaciones de abrasión-corrosión.bombeo. Por ejemplo, el uso de dos estaciones debombeo en lugar de una reduce en un 50% la presión Los fenómenos de variación accidental de la presiónmáxima de operación que es necesaria y, como con- interior pueden destruir el mineroducto, por lo que lassecuencia, el coste de la tubería en un 50%. medidas de protección consisten en válvulas de

7 p.i

DATOS DE PROCESO

Clase de materialCapacidad del sistemaItinerario de transporte

Peso específico de los sólidosDistribución granulométrica

TIPO DE FLUJO 3

Uniforme Intermedio Heterogéneo

Densidad de la hidromezclaCaudal de hidromezcla

HIDRAULICA

Velocidad del flujoDiámetro interior de la tuberíaTipo* de material de la tuberíaPérdidas por rozamientoPerfil de transporteGradiente hidráulico

TUBERIAS BOMBAS

Resistencia mecánica Presión máximaPresión de trabajo Clase de bombaPrevisión de desgaste N° estaciones de bombeoEspesor de pared N° de bombas por estación

Clase de motoresCarga de la bombaBomba de agua de sellado

Las necesidades de transporte se calculan a partir de - Pérdidas por rozamiento en la tuberíalos siguientes datos que corresponden al ejemplo enestudio. Sección tubería = caudal/velocidad =

1.922/1,83x3600=0,291 m2Ejemplo: Diámetro tubería = 0,610 ma) Material Aplicando la fórmula de Hazen-Wiliiams:Tipo. CarbónPeso específico: 1.400 kg/ra3 Caudal: 1.922 m3/hHumedad: 5% Velocidad: 1,83 m/sAngulo de reposo: 301

Con "C" = 100 ; h = 7,3 m/km

b) Necesidades de transporte Con tubería nueva, y buen mantenimiento posterior:

Capacidad., 9,1 Mt/año "C" = 140 ; h = 3,9 mlkm (ó 0,39%)Organización: 340 días/año, a 24 h/día La selección del trazado del mineroducto precisa de un

conocimiento topográfico completo del área comprendidac) Características del trazado entre las estaciones de origen y destino.

Según características topográficas En este terreno, también es válida la consideración deDistancia total: 483 km que la línea recta es la distancia más corta entre dosDesnivel favorable: 1.100 m (entre + 1.800 y + 700) puntos, por lo que salvo por razones importantes, el

trazado de un mineroducto deberá tener en cuenta estaBasándose en la experiencia, y/o mediante ensayos de máxima.laboratorio se determinan los parámetros siguientes:

Granulometría máxima: Según la Tabla 11 debe ser En relación con lo anterior, debe considerarse lalciónen cuanto a la pendiente de la tubería. La ex-de

mediante8 mallas

altasensayoTyler

granulométricoó 2,3838mm,de

ylaseemuestra.

determina periencia sitúa el gradiente de la misma en valoresinferiores al 15%, que, en todo caso, dependen de la

- Concentración en peso de sólidos: según la densidad y concentración de la hidromezcla, y cuyaTabla IV se establece una recomendación del 50% finalidad es evitar la obstrucción de la tubería, por(45-55%) en peso. deslizamiento del material sólido, en averías que parali-

cen el transporte.Tomando una unidad de peso de la hidromezcla, éstacontiene 0,5 de sólidos, e igual peso de agua. Los El trazado del mineroducto se adaptará a las con-volúmenes serán: diciones anteriores, obteniéndose a partir de los planos

Vol. carbón = 0,5/1,4 = 0,36 topograficos el correspondiente perfil longitudinal,Vol. agua = 0,5/1 = 0,50 Fig. 19.Volumen total hidromezcla = 0,86 MILLAS

Peso específico hidromezcla = 1/0,86 = 1,16 iO0 2O0 000- Velocidad de diseño del flujo, de acuerdo con la

J__Fig. 5, las velocidades habitualmente utilizadas están PRESION DINÁMICA EN CABEZA (1000 m)comprendidas entre 5 y 6 pies/s (ó 1,5 - 1,8 m/s) , ORAMENTE HIDRÁULICOpor lo que se tomará 1,8 m/s. (TUBERIA = d BIOInm)

tom

É

ENDIENTE (0,39%)Seguidamente, y en relación con las necesidades de •°°°transporte, es preciso calcular los siguientes parámetros: á Iypp

Q

- Aportación horaria de sólidos PERFIL DEL MINERODUCTO �ooo

Capacidad: 9,1 Mt/añoHoras disponibles: 340 x 24 = 8.160 h.añoCapacidad horaria: 9,1 Mt/8.160 h = 1.115 t/h Kp YW soo 400 `°°°

KILOMETROS

Figura 19.- Perfil longitudinal y gradiente hidráulico.- Ritmo de hidromezcla

Concentración de sólidos: 50% en peso,Ritmo hidromezcla: 1.115 t/h/0,5 = 2.230 t/h Sobre el perfil se representa el gradiente de pérdidaPeso del agua necesaria: 2.230 t - 1.115 t = 1.115 calculado (3,9 m/km), como una línea situada en todot/h momento por encima de la cota máxima del terreno,Volumen de hidromezcla: 2.230 t/h/1,16 = 1.922 incluyendo una altura adicional como margen de seguri-m'/h dad ( 30 m). La altura vertical, diferencia entre la línea

del gradiente hidráulico y la cota del terreno, señala la De acuerdo con la Fig. 19, perfil longitudinal del minero-presión existente en ese punto del mineroducto, y ducto y pendiente hidráulica, la Tabla VII, muestra losdeberá tenerse en cuenta para el cálculo del espesor de espesores de tubería en cada tramo de 40 km, segúnpared de la tubería. las condiciones del mismo.

De la Fig. 19 se obtienen los siguientes valores depresión de la hidromezcla en las estaciones inicial y TABLA Vi¡final:

Espesor de la tubería• Presión en estación inicial = 2.800 m - 1.800 m =

1.000 m.

• Presión en estación final = 900 m - 600 m = Distancia Hm* P. máx. Pared300 m. (km) (m) (kPa) (mm)

• Podría ser recomendable utilizar un diámetro de 0 1000 t 1376 14,5tubería menor de 610 mm para aumentar la inclinación del gradiente hidráulico en la sección de minero- 40 700 7963 10,5ducto a partir del k.275, al igual que por encima delcitado punto un diámetro mayor permitiría suavizar la 80 430 4892 6,9pendiente. 120 520 5916 8,1

• Los valores de presión mostrados en la figura tienen 160 520 5916 8,1lugar con el mineroducto en funcionamiento, ya que 200 240 2730 4,5se estima su descarga natural en caso de parada.

240 210 2389 4,1

280 30 341 1,9- Bombas

320 150 1706 3,4Presión máxima o altura manométrica = 1.000 m x 1,16 = 360 180 2048 3,8

= 1.160 t/nf = 116 kg/crr2 = 11,4 MPa400 340 3868 5,8

Caudal hidromezcla Q = 1.922 m3/h 440 300 3413 5,3

El valor resultante es muy superior a la gama estándar 480 300 3413 5,3de las bombas centrífugas (< 5 MPa) y, como se tratade un carbón no abrasivo, se seleccionarán bombas de Hm = Altura manométrica.pistón con la siguiente potencia:

pp. Q 11.400(kPa) . 1922. 24 (m'/día)P 7.160 KW

:.._ .... .

864. e 864.85(%)

Se ha supuesto una eficiencia en este tipo de bombasdel 85%. '

- Tuberías1 '

El espesor máximo de la tubería para la presión máximaes:

= p .D

e + K = 14,5 mm,2.000. S.F.E. Foto 3.- Instalación del mineroducto de Samarco (Brasil) de

una longitud de 396 Km.

Siendo:

S = 400 MPa 3 . Operaciones básicas y prácticaF == 0,701 operativaK = 75 pi/año x 20 años = 1,5 mm.P = 11.400 KPa El transporte a través de un mineroducto implica laDi = 610 mm. preparación de una mezcla sólido-líquido a partir de un r

1i

Agua de preparacióncon eventuales medios Ciclónanticorrosivos

Bomba centrifuga !Maquina Trataminete ulteriorde moler -•- partículas ultrafinas

o Agua de Centrifugador

retornoCriba Entrega deiTanque de mezcla Tubería prcduc!o

Sistema de

Bomba reciproca Cáma,estubulares Bomba Secamiento

térmico

PREPARACIONDE LA MEZCLA TRANSPORTE DESAGÜE

Figura 20.- Esquema de un sistema de transporte hldraullco por mineroducto.

sólido granular y la adecuada cantidad de agua, deforma que se pueda almacenar, recuperar, y manipularfácilmente. La finalidad es obtener un producto bom 1;:�.:•.�-` •'beable a la distancia requerida. ::...• .

-.. ;Este proceso requiere, además de las ya contempladas(bombas y tuberías), las siguientes instalaciones, -Fig. 20:

- De preparación de la mezcla cj

- De recepción y agotado del agua

3.1. Preparación de la mezcla

La instalación de preparación, Fig. 21, debe contar con Foto 4.- Fase de preparación del mineral mediante molienda.los equipos necesarios para recibir y almacenar elproducto sólido, reducirlo a la granulometría necesaria La instalación de recepción y almacenado de los sólidospara su transporte, preparación de la hidromezeia, y depende del emplazamiento de la planta general dealmacenado de la misma previo al bombeo a través del preparación de la mina. Cuando están en el mismomineroducto. lugar son de dimensiones reducidas, y sólo es necesaria

MINERAL ALMACENAMIENTODE SOLIDOS

CRIBAA ESTACIONOE BOMBEO

TRITURACION CLASIFICACION�� 111

DISTRIBUIDOR

LINEA DECONTROLOE MEZCLA

MOLIENDA

AGUA A ALTA PRESION

ALMACENAMIENTO DE HIDROMEZCLA

Figura 21.- Esquema de planta de preparacon de mezcla.

una cierta capacidad de almacenado como regulación de transpo rte nuevamente , y la necesidad de alma-paradas, accidentales o programadas, de la planta cenamiento del producto. Para el agotamiento existengeneral . los siguientes aparatos : cribas vibradoras , centrífugas

(de pared cerrada o de pared agujereada), filtros deSi la planta de preparación está alejada, será necesario vacío, ciclones y espesadores. La elección y la com-disponer de los equipos de descarga necesarios para binación más conveniente de tales instalaciones depen-recibir el producto desde la mina, transportado por den del tamaño de las partículas de la hidromezcla.camión , tren o cinta transportadora. Unido a la anteriorexistirá un almacen regulador con la capacidad necesa-ria para adecuar los ritmos de recepción y alimentaciónal sistema de transporte hidráulico. La capacidad delalmacén regulador equivale a 1 - 3 días de transporte,dependiendo de la proximidad de la planta general, o 4. Aplicacionescarácter continuo o discontinuo del sistema de transportedel sólido. Los primeros mineroductos de gran capacidad seLos factores que afectan directamente a la instalación construyeron en la década de los 50, y fueron el dede almacenado y manipulación de los sólidos, y su

Cadiz-Cleveland (Ohio-USA), para transporte de carbón,dedimensionado, dependen de su humedad, distribución 175 km de longitud y diámetro de 250 mm, y el de

granulométrica, y ausencia de fragmentos indeseables. gilsonita en Utah de 120 km de longitud.En esencia, el mineral a transportar debe reducirse a Con posterioridad el sistema se ha extendido, recogién-una granulometría determinada, y, posteriormente dose en la Tabla VIII algunos de los mineroductos másmezclarse con agua. Este proceso es facilitado cuando importantes con sus características significativas yse utilizan molinos de bolas o barras. productos que en la actualidad son transportados porEn el esquema de la Fig. 21, el mineral , una vez con la este sistema.granulometría deseada, se mezcla con agua y recir- Además de los mineroductos de cierta longitud reseña-culado de la estación de bombeo . La mezcla se envía, dos anteriormente , el transporte de hidromezclas aa través de un distribuidor, a alguno de los tanques de cortas distancias es el único sistema para el transportealmacenado y recepción. Estos tanques pueden disponer de estériles a las presas de Iodos en las plantas dede un agitador y una bomba de recirculación de agua . flotación . Igualmente , se utiliza en algunas centralesLa mezcla se retira por el fondo , y se envía a un térmicas para el transporte a vertedero de las cenizasdepósito distribuidor, desde donde se bombea a través de la combustión del carbón , estimándose en más dede un circuito de control de la misma, que mantiene sus 500 Mt las transpo rtadas a principios de los 80.características adecuadas previamente a la entrada enlas bombas principales del sistema. Si es necesario Otras aplicaciones del transporte hidráulico en distanciasmodificar las características de la hidromezcla se cortas tienen lugar en algunas minas de carbón paradevuelve a los tanques. Existe un flujo constante de llevarlo desde el frente de explotación al lavadero.recirculación al distribuidor y tanques de almacenado.

Esta cadena se inicia con la elevación, por sistemahidráulico , del carbón desde los frentes de explotacióna la supe rficie , y su posterior transporte a la planta de

3.2. Recepción agotado de la mezclalavado . Este transpo rte hidráulico se utiliza ya en varias

y a minas, Tabla IX. Con frecuencia, el transporte hidráulicova ligado a un procedimiento hidromecánico de arranque

En la estación receptora, la hidromezcla se somete a un del carbón.agotado, con el fin de devolver a los sólidos su con-dición, y facilitar las operaciones posteriores de manipu- El transporte hidráulico sólo ocupa un reducido espaciolación. El grado de agotado, o incluso su no realización, del pozo de la mina, ofreciendo importantes ventajas ason función de la utilización posterior del mineral, y la hora de ampliar minas de escasa infraestructura o derepresenta un capítulo importante desde un punto de iniciar nuevas explotaciones. Aparte de transportarsevista económico por los elevados costes de capital y carbón, en la elevación hidráulica se extrae tambiénoperación que ello implica. agua de la mina.

Los aparatos necesarios para alcanzar el debido gradode separación entre la materia sólida y el líquido pueden Las características del transporte hidráulico en las minasdistinguirse según la función que ejercen, a saber: de carbón son:clasificar, espesar, centrifugar, y secado térmico. - Material abrasivo, además del carbón, estériles con

Los principales parámetros para la elección de sistemas granulometría de hasta 100 mm.

de agotamiento son: la distribución granulométrica, el - Posibilidad de un medio corrosivo (agua ácida de lacomportamiento del producto durante el proceso de mina),tratamiento, el porcentaje de agua contenida en lamateria sólida, la posibilidad de utilizar el agua de - Generalmente, pocas disponibilidades de espacio.

TABLA VIII

Mineroductos más importantes en operación

Longitud Diámetro Capacidad % Pa rtículaLUGAR MATERIAL (km) (mm) (MVa) sólidos máxima

(mm)

Black Mesa , Arizona , EEUU Carbón 439 457 5,8 45-50 1,2Cadiz , Ohio, EEUU Carbón 174 254 1.3 50 1,2Lorraine , Francia Carbón 9 381 1,5 - -Limburgo , Países Bajos Residuos de preparación de carbón 22 200 0,2 - -URSS Carbón 61 304 1,8 - -Bonanza. Utah. EEUU Glisonita 116 152 0 ,4 48 5,0Kensworth , Gran Bretaña Caliza 92 254 1 , 7 50-60 0,4Australia Caliza 96 200 0,45 -Calaveras , California , EEUU Caliza 27 178 1 .5 70 0,6Savage River, Tasmania, EEUU Minera¡ de hierro 85 228 2,3 55-60 0,1Sierra Grande , Argentina Mineral de hierro 32 200 2,1 - -Corea del Nort e mineral de hierro 98 - 4,5 - -Pena Colorado , México Mineral de hierro 48 200 1,8 - -Samarco , Brasil Mineral de hierro 396 500 12,0 67 -Waipipi, Nueva Zelanda Arena ferruginosa 6 203 1,0 45 0,6El Salvador, Chile Mineral de cobre 22 152 0,26 - -Irán occidental, Indonesia Concentrado de cobre 112 114 0 ,3 60-65 0,1Bougainvilte , Nueva Guinea Concentrado de cobre 27 152 1 ,0 55-70 0,2Turquía Concentrado de cobre 61 127 1 ,0 45 0,1Japón Residuos de extracción de cobre 64 200 1,0 18 <0,03Africa del Sur Residuos de extracción de cobre 35 228 1,05 - -Sandersville , Georgia , EEUU Caolín 110 450 0,06 - -

TABLA IX

Minas de carbón con transporte hidráulico

CARACTERISTICAS TECNICASY

Capacidad Transporte TransporteMina Lugar Vert ical Horizontal

(t/h) (m) (km)

Yubileynaya Siberia Occ. URSS - - 11

Jnskaya Siberia Occ. URSS - - 10

Sunagawa Japón 100 800 2,2

Loveridge. Virginia Occ. EE.UU. 750 260 6,8

Hansa Dortmund. RFA 200 800 5,3

H.S.A. Sabero, E. 750 Ud 510 1,5

material abrasivo de tamaño grueso hace preciso por ejemplo, una central con capacidad propia de:gir bombas centrífugas robustas, antidesgaste y de almacenaje. Normalmente, sin embargo, habrán de9ucido tamaño pero con un paso relativamente grande crearse posibilidades de almacenaje en la zona decaudal. Si el espacio disponible lo permite, pueden transbordo, diferenciándose entre almacenaje húmedo y

ilizarse alternativamente sistemas de cámara tubular, en seco.roque es posible utilizar diversas bombas centrífugasn serie hasta obtener una presión final en la última Para el almacenaje en seco es preciso agotar el carbónomba de la serie de aproximadamente 6 MPa. primero, mientras que el almacenaje húmedo puede

realizarse en grandes estanques o balsas provistas deambién encuentra aplicación el sistema de transporte diversos compartimientos para evitar la mezcla deHidráulico cuando confluyen dos modalidades distintas. diferentes lotes. La ventaja del almacenaje húmedo es

que no se produce polvo alguno. A diferencia delEsto puede ser en el cambio de transporte por tubería transbordo de arena (aplicado en su dragado) y dehidráulica a transporte en buque, o viceversa, aunque mineral de hierro (desde hace años), el transbordotambién en los casos en que el líquido actúa como hidráulico del carbón no se ha puesto en prácticaintermediario entre, por ejemplo el transporte por tornillo todavía.y en buque, Fig. 22. Para la carga de buques, laejecución es casi idéntica en ambos casos. El carbón serecibe en depósitos de almacenaje, desde donde essuccionado y transportado por tubería a un sistema devertido cerca de la bodega. En el sistema de vertido se 5. Consideraciones de selecciónsometerá o no a desagüe el carbón y, seguidamente, sepasará a la bodega en condiciones relativamente secas El transporte por tubería es el sistema más económicoo bien como suspensión en líquido. para mover grandes cantidades de petróleo, gas, agua

y otros fluidos en distancias largas.También la descarga de los buques puede efectuarsepor procedimiento hidráulico; para ello es preciso la industria minera, química, metalúrgica, etc. lo utilizafluidificar primero la carga mediante la adición de agua, en su transporte interno, ya que el sistema , en distan-tras lo cual se podrá succionar la mezcla para su cías cortas, tiene ventajas como sencillez, eficiencia,transporte al lugar de almacenamiento. automatismo, seguridad y economía de operación.

La mezcla en suspensión se puede bombear directa- Previo al establecimiento de cualquier criterio de selec-mente, después de haberse ajustado el volumen de ción, es necesario confirmar mediante ensayos delíquido, hasta el punto de consumo, suponiendo que el laboratorio y planta piloto la posibilidad técnica de utilizarconsumidor disponga de buenos recursos de recepción , el sistema de transporte hidráulico.

CARGATUBERIA

SECATRANSPORTE

MINERIA LAVADERO DEPOSITO TUBERIA DEPOSITO SUBMARINA AGOTADO MARITIMO

TRATAMIENTOi ¡ DE AGUA

510

RECUPERACION AGUA ,_ <?(OPCIONAL)

DEPOSITOEN SECO

CENTRAL(OPCIONAL ) CENTRALDESCARGA DE LA DEPOSITOAGOTADO CEHIOROMEZCLA REGULADOR TUBERIA DEPOSITO

IIÜEMA f10TANTE Of £VAC~A010M

SUMINISTRO RECUPERACION AGUADE AGUA (OPCIONAL) �- UN70A0 OE OEtG►MA OE ME2CLA

�- - UNIDAD OE CONTROL OE MEZCLA

Figura 22.- Esquema de transporte combinado de carbón-

io s e LEYENDA1. Bomba de 3" con acoplamiento electromagnético.2. Caudalimetro magnético.3. Tanque de decantación.4. Tanque de decantación.5. Tanque de dosificado.6. Tubería de retorno con camisa de refrigeración.7. Tubería de acero de 3" 0 ,8. Tubería de acero de 4" @,

1 1 9. Tuberías transparentes 0, = 1". 2", 3", 4".3 10. Tuberías de acero q , = 1". 2", W. 4".

2

Ii i

Figura 23.- Esquema de planta piloto en circuito cerrado.

En la actualidad , existen diversas instalaciones de 10.0ensayo , en circuito cerrado, como la de la Fig. 23, quepermiten investigar las características del flujo y bombeode mezclas a través de tubería.

= 50La instalación piloto consta de una bomba con acopla-miento electromagnético a un motor de velocidad 2variable . El circuito dispone de tuberías, dispuestassobre un bastidor que puede adoptar inclinaciones MiNvariables , con diferentes diámetros interiores y tramos ,`L- EROOUC70transparentes en plásticos acrílicos . La instalación o ?OO,ydispone también de equipos para dosificación , válvulas á, bNfR00manuales o neumáticas, y una completa instrumentación á 10 F.F. C.C.- 1.000 MILLAS SO0A1'para controlar las características del flujo . �OaoM<<-4

wo <<4sEl criterio de selección más importante es el análisis weconómico comparativo de este sistema frente a otras 0.5alternativas , expresado en pesetas por tonelada-kilóme- 0 BARCAZA - 500 MILLAStro de material movido . Es preciso considerar otrasvariables en la comparación:

- Consideraciones económicas , Fig. 24.

• Elevada eficiencia , creciente a mayor volumen ydistancia.

0.,• Alta fiabilidad del sistema . 1 2 4 6 s 10 20 30

CAPACIDAD ANUAL ( Millones de tons)• Poco sensible a la inflación. Se estima que el Figura 24.- Coste de transpo rte de carbón (E.J. Wasp).70% del coste de operación es fijo, el 15% esenergía , y el 15% restante corresponde alpersonal y otros costes sometidos a inflación. - Seguridad y protección del medio ambiente.

• Habitualmente enterrados, se eliminan ruidos,- Flexibilidad geográfica. polvo, gases, etc.

• Adaptable a cualquier terreno. • Se eliminan riesgos humanos del movimiento deequipos.

• Facilita la ubicación de plantas de proceso. . Control automatizado.• Minimiza la estancia de personal en lugares • Nula influencia de condiciones meteorológicas

remotos. adversas.

Inn

Limitaciones técnicas 6. Tendencias y nuevos desarrollos• Capacidad de transpo rte poco flexible , ya que la Las áreas del transpo rte hidráulico que precisan unreducción de velocidad implica el riesgo de mayor desarrollo , y hacia los cuales se dirigen lossedimentación y bloqueo ; el aumento supone esfuerzos de investigación, son:mayores costes de bombeo y desgastes.

• Capacidad de distribución muy limitada , se con- - Estudios de mecánica de fluidos en sistemas de

creta al objetivo de diseño inicial . características nuevas , como la influencia de aditi-vos, los materiales utilizados en tuberías , el flujo en

• Suministro de agua, cuya disponibilidad puedecanales abie rtos, etc.

plantear dificultades en origen , así como en - Creación de modelos a escala, acordes con lasdestino por el tratamiento previo al ve rtido . observaciones obtenidas experimentalmente, y cuya• Limitaciones del producto , ya que debe ser com- validez permita el estudio y solución de alternativas

patible con el fluido a utilizar, separable del prácticas. La creación de un banco de datos in-mismo en destino , e igualmente compatible con dustriales representaría un contraste sobre losel proceso ulterior del mineral . modelos investigados, particularmente si los datos

incluyen los tipos de tubería comercializados habi-

Las inversiones que precisa un mineroducto son muytualmente.

elevadas , produciéndose problemas de generación de - Investigación de las características reológicas de lastesorería en los primeros años de utilización , y una gran mezclas , distribuciones granulométricas , propiedadesdificultad para evaluar los ingresos futuros por cambios supe rficiales , forma de las part ículas, etc.tecnológicos o fluctuaciones en el binomio oferta-deman-da del producto transpo rtado . - Desarrollo de nueva instrumentación para controlar

Por último , en la Fig . 25 se indica el campo de aplica-las variables de la mezcla y características del flujo rde transporteción práctico del transporte hidráulico de productos en tuberías y bombas , así como el

preparados comparado con el transporte neumático y el movimientoefecto de la degradación de las partículas por el

convencional . ma que son sometidas.

- Desarrollo de materiales con mejores propiedadesfrente a los fenómenos de desgaste , bien sea porerosión , o erosión y corrosión conjuntamente.

Ia000 TRANSPORTEMECÁNICO

- Estudio de otros líquidos componentes de la mezcla,en base a los problemas de disponibilidad de aguaIA00 TRANSPORTE en algunas zonas del planeta . Las investigaciones

NEUMÁTICO TRANSPORTE en este campo se mueven en el estudio de las

Z1100 HlóRaut_ICO mezclas donde el agua se ha sustituido por meta-

Z nol, crudo de petróleo , dióxido de carbono, etc.w

ZIo - Estudio de los sistemas de agotado de las mezclas

con carbón , con nuevos métodos de combustióndirecta de hidromezclas de 60/70% de sólidos,finamente molidos , inyectados con un combustiblelíquido.

oa- Estudios para incrementar la versatilidad del minero-

ducto mediante el transpo rte de materiales diferen-o'oto,ool 0,01 o,I I lo loo loco tes , aislados del fluido , mediante su encapsulado en

DISTANCIA EN Km. vainas de plástico.

Figura 25.- uti lización de distintos sistemas de transporte. - El impacto ambiental creado por las redes de FFCC,carreteras y vías fluviales en algunas áreas conges-tionadas y con fue rte densidad poblacional , favorece-rán la creación de redes de transporte hidráulico desólidos.

394

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CAPITULO XV

Tractores

1. Introducción

1

Los tractores o "bulldozers " son unidades que seempezaron a fabricar a principios de siglo . Las primerasmáquinas tuvieron su-aplicación en ag ricultura y, poste-riormente , durante la 1 Guerra Mundial , se utilizaron parael arrastre de material bélico y se adaptaron comocarros de combate. 0

7Lik-Fue en 1920 cuando se montó la primera hoja deempuje en un tractor , de ahí proviene la palabra"bulldozer" que era el nombre con que se conocían TRACTOR DE RUEDASa esas hojas y cuya traducción literal quiere decir"niveladora de toro". Estas se accionaban manual-mente , con lo que los trabajos resultaban de unagran incomodidad.

En 1928 apareció la hoja de empuje accionada con untambor de cable que tomaba la fuerza del mismo tractor.En 1931 se sustituyeron los motores de gasolina pormotores diesel y en 1935 se construyeron las primerasunidades con mando hidráulico para el movimiento delas hojas.

El convertidor de par hidráulico se introdujo en lostractores de cadenas en 1940 y desde esta fecha , hastahoy, los tractores han evolucionado en su diseñoincorporando numerosas mejoras , además del uso demateri ales más resistentes.

TRACTOR DE ORUGAS

Figura t.- Tipos de tractores.

A. Tractores de orugas

2. Tipos de unidades Chasis rígido.• Velocidades máximas entre 7 y 15 km/h.

Existen dos tipos de tractores : de ruedas y de orugas . • Potencias entre 140 y 770 HP ( 104 y 574 kW).Estos últimos , son los más conocidos y empleados . Transmisiones mecánicas.como unidades de producción en operaciones dearranque y empuje , tanto en minería como en obra • Pesos en servicio entre 13,5 y 86 t.pública, por lo que los epígrafes que siguen se dedi - • Presiones específicas entre 0 ,05 y 0 , 15 MPa.carán a ellos. Los tractores de ruedas se diferencian • Tracción en la barra de tiro entre 21.000 ybastante en su diseño con respecto a los anteriores , 110.000 kg.además del distinto tren de rodaje , los de orugas tienen • Capacidad para remontar pendientes hasta 45°.un chasis rígido frente al articulado de los de ruedas(frecuentemente los tractores de neumáticos son unaadaptación de las palas cargadoras ). La diferencia

B. Tractores de ruedasoperativa principal es la fuerza que pueden ejercer parala excavación y empuje , su disponibilidad para manio- • Chasis a rticulado con ángulos de 40 a 450 .brar en firmes en malas condiciones , y la movilidad para . Tracción a las cuatro ruedas.desplazarse entre tajos. • Velocidades máximas de desplazamiento entre 16 y

El factor más crítico a la hora de elegir entre ambos 60 km/h.tipos de tractores es la tracción , al que hay que añadir • Potencias entre 170 y 820 HP (127 y 611 kW).el coste de adquisición , pues un tractor de ruedas • Transmisiones mecánicas o eléctricas.necesita más peso y potencia que uno de cadenas, parala misma capacidad de empuje . Por estos motivos , los • Pesos en serv icio entre 18,5 y 96 t.tractores de ruedas se emplean más como máquinas • Presiones específicas sobre el terreno entre 0,21 yauxiliares . 0,35 MPa.

Algunas características básicas de estos dos tipos de • Tracción en la barra de tiro entre 18.000 y

tractores son las siguientes : 82.000 kg.

3. Características generales y de di- A continuación , se describe cada uno de estos com-seño ponentes.

Los tractores son equipos de una gran versatilidad, porlo que su campo de actuación, , además del que le 3.1. Chasiscorresponde como unidad auxiliar, se centra en lostrabajos de arranque y transporte , que son efectuados Es el sopo rte sobre el que van montados todos lospor el escarificador o riper y por la hoja de empuje elementos de la máquina , al mismo tiempo que losrespectivamente , los cuales van montados y accionados protege.por el tractor.

Todos los equipos utilizados en minería a cielo abierto Está constituido de acero de alta resistencia, especial-poseen como fuente de energía motores diesel . La mente diseñado para los enormes esfuerzos (torsiones {relación entre el peso de estas máquinas y la potencia e impactos) que ha de soportar al empujar y escarificar.se refleja en la Fig. 2. con un valor medio de 8.5 HP/t.

,0

3.2. Motor

_ ° Los motores son, generalmente, diesel turboalimentados.c TRACTORES DETRACTORES Están montados en la parte delantera , consiguiéndose

WORUGA ° DE RUEDAS así una mayor componente ve rtical sobre lahojas de

a. = empuje y un mayor equilibrio al disponer del riper ow 40 contrapesos , colocados a tal fin, en la parte posterior.

W ° El motor se describe con más detalle en el Capítulo 19de este manual.

a a0 .oo 300 ,00 500 .00 700 .oo su0POTENCIA (HP)

Figura 2.- Relación entre pesos en operación de los tractoresy potencias . 3.3. Transmisión

Entre la fuerza de tracción , que representa la capacidad Las transmisiones que se utilizan en los grandesteórica de un tractor en términos de la máxima fuerza tractores con potencias superiores a los 100 HP son dede empuje que puede ejercer, y la potencia la relación dos tipos:que existe es la representada en la Fig . 3, con un valormedio de 150 kg/HP.

A. Transmisión hidrostática

La transmisión hidrostática es ideal para los trabajos deY la ° ciclos cortos en que varían las demandas entre elg loo equipo y la barra de tiro. Un sistema hidrostático

Q., transmite la potencia por presión del aceite hidráulico enJ2 .o vez de transmitirla mecánicamente a través de losWP Te- componentes del tren de potencia entre el volante y los

mandos finales . Bombas de pistones de caudal variableconvie rten la potencia mecánica en potencia hidráulica,

á y como cada cadena tiene su propia bomba, la trans-misión hidrostática proporciona las siguientes ventajas:control de velocidad infinitamente variable, óptima

s adecuación entre la tracción a la barra de tiro y la100 100 300 400 sm .o0 700 .o0 900 velocidad de desplazamiento , máximo aprovechamiento

POTENCIA (HP) de la potencia y mayor maniobrabilidad mediante virajesFigura 3.- Relación entre fuerzas de tracción y potencias de a plena potencia y la contrarrotación de las cadenas.

los tractores de orugas.

Las partes estructurales principales de un tractor son: B. Transmisión hidrodinámica

- El chasis o bastidor principal. Casi todos los tractores de cadenas van equipados con- El motor. un convertidor de par que proporciona multiplicación de

La transmisión, ypar y características de adaptación automática a lascargas en condiciones de trabajo duras. El convertidor

- El tren de rodaje. consta de un impulsor conectado al volante del motor,

qQR

En cuanto a las transmisiones , éstas suelen ser, en lamayoría de las unidades , del tipo servotransmisión, pueslas directas sólo se utilizan en equipos que tienen querealizar empuje de materiales o arrastre con recorridoslargos.

MOTORES Y 80MBAS Las servotransmisiones de diseño planetario estánMOTOR construidas alrededor de un eje central con juegos deHIDROSTATICOS engranajes superpuestos . Tienen un juego de engrana-

jes planetarios para avance , otro para retroceso y unopara cada velocidad. Todos los juegos tienen un engra-naje central con tres satélites montados en un por-tasatélites que hace girar a éstos alrededor del engrana-je central y dentro de la corona . El diseño planetarioproporciona gran reducción en el mínimo espacio, a lavez que distribuye las cargas de par sobre tres engrana-jes separados 1200. Esto reduce el impacto sobre cada

Figura 4.- Transmisión hidrostática . uno de los ejes , engranajes y cojinetes , garantizandomayor duración que en los componentes de tamaño

una turbina conectada a un eje de salida y un estátor. equiparable en las transmisiones de contraeje.Actúa como un acoplamiento no mecánico y transmitey multiplica el par del motor a los mandos finales. Elfluido del convertidor transmite la potencia , y el estátor,al dirigir a su vez el flujo de aceite hacia los álabes delimpulsor, multiplica el par. El convertidor también sirve % �--J ^� :'""' •� � r,de amortiguador de los componentes del tren motriz ?cuando se efectúan cambios bajo carga. En todas las %máquinas, el enfriador de aceite controla la temperatura _;del aceite del conve rtidor de par, obteniéndose asímayor duración en aplicaciones duras . Í ! I r j s !!El divisor de par (que suelen montar los tractoresmedianos y grandes) funciona con el conve rtidor de par, `obteniendo el máximo rendimiento , rápida respuesta de `••.la máquina y evitando que el motor se cale al movermateriales duros . El divisor de par divide la potencia delmotor desde el volante , para que la mayor parte (70%) Figura 6.- Transmisión planetaria.vaya a través del convertidor y el resto (30%) directa-mente a la transmisión . Los trenes de engranajes planetarios van circundadosEl divisor de par reúne las ventajas del convertidor de par por paquetes de embrague compuestos de discos dey de la transmisión directa, permitiendo obtener rendimien - fricción estriados y platos de acero tratados térmica-to, multiplicación de par y mayores aceleraciones . mente , que proporcionan la máxima capacidad de par y

DIVISOR excelente disipación del calor , y al ser estacionarios sonCONVERTIDOR DE PAR DE PAR más-fáciles de sellar . Las estrías de los discos favore-

cen la circulación del aceite entre los platos para unenfriamiento adecuado.

-- - __- - - - La potencia dada por el motor, después de pasar por el------------ convertidorldivisor de par y la servotransmisión, mueve----------- el eje del piñón cónico, arrastrando a la corona cónica,

dando movimiento al eje transversal , en el que lapotencia se reparte a ambos lados, llegando a losmandos finales a través de los "embragues y frenos de

-�- dirección".

Así pues, la misión del grupo cónico es doble:

Cambiar la dirección del movimiento------------ - Aumentar la reducción de la transmisión

Los dos conjuntos de embragues de dirección, uno encada extremo del eje del engranaje cónico, son idénti-

Figura 5 - Convertidor y divisor de par. cos. Cada conjunto de embrague es una combinación

de un freno de tambor y un embrague de discos 3.4. Tren de rodajemúltiples en baño de aceite.

El tren de rodaje es el conjunto de piezas de que seLos frenos de dirección tienen por objeto frenar el tren sirve el tractor para su desplazamiento y sustentación.de rodaje, actuando sobre ' el tambor exterior ligado Existen dos diseños básicos: el convencional o semi-mediante los mandos finales a la rueda cabilla. rrígido y el elástico.

Cuando el tractor marcha en línea recta, los dos El tren de rodaje semirrígido está constituido por losembragues de dirección están aplicados, y los dos siguientes elementos, Fig. 8:frenos sueltos, girando las dos ruedas cabillas a lamisma velocidad . A. Bastidor soporte de rodillos de sustentación.

También se denomina larguero. Debido a que tieneSi, se desconecta uno de los embragues, la oruga que soportar fuertes tensiones, su construcción escorrespondiente quedará suelta, mientras que la otra muy robusta y está realizada con perfiles de acero.seguirá siendo movida por el motor, con lo que eltractor girará paulatinamente al mismo tiempo que sigue B. Ruedas guía. Su misión es la de guiar y atiran-avanzando. tar la cadena y van colocadas en la parte

delantera del larguero. Se utilizan de doble disco,Si, además de desconectar el embrague, se frena, la llevando en su parte central una pestaña o guíaoruga correspondiente quedará inmovilizada y el tractor ancha que sobresale y ajusta entre los eslabonesgirará totalmente, debido a que la otra oruga sigue de la cadena. El eje de giro va montado sobreavanzando. cojinetes de engrase permanente y éstos, a su

vez, sobre soportes desplazables para dar tensiónEl último elemento de la transmisión son los "mandos a las orugas.finales" que tiene una doble finalidad:

0. Ruedas cabillas . Son las ruedas motrices que- Aumentar el par. sirven para mover las cadenas. Están situadas en- Bajar, en algunos modelos, las ruedas cabillas y, la parte posterior de las máquinas y acopladas al

por tanto, las orugas respecto al cuerpo del tractor, eje de salida de los mandos finales . Las ruedascon objeto de poder salvar los obstáculos del cabillas pueden ser enterizas o de sectores, y estánterreno . dotadas de dientes.

El eje de entrada proviene de los frenos de dirección y D. Rodillos. Los situados en la parte superior delel eje de salida se acopla a la rueda cabilla . bastidor son el soporte del peso de la oruga y los

de la parte inferior son los que aguantan el peso deDebido a que es la parte de la transmisión donde hay la máquina. Los rodillos superiores son de pestañamás par, todos los componentes de los mandos finales ancha central, y los inferiores pueden ser de simplenecesitan ser de gran robustez. o doble pestaña, estando colocados éstos alter-

nados. Los rodillos giran libremente sobre su eje yEl par se transmite por el siguiente camino: piñón, rueda la lubricación es permanente.dentada, satélites y rueda dentada , donde va montadala rueda cabilla. E. Cadenas . Es el elemento del tren de rodaje sobre

el que se desliza el tractor. Están compuestas deEn la Fig. 7 se representa el esquema de una trans- eslabones, casquillos y bulones. Normalmente, semisión hidrodinámica o servotransmisión. emplean cadenas selladas, con objeto de aumentar

la duración, pero también se utilizan orugas lubrica-das en las que se introduce aceite entre los casqui-llos y los bulones.

F. Zapatas o tejas . Son los elementos del tren de rodajeque sustentan a la máquina y que ayudan a la trac-ción. Son de acero tratado para que ofrezcan altaresistencia al desgaste en el exterior y a los choquesen el interior. Las hay de varias clases: sencillas,

MOTOR SERVOTRANSMISION dobles y de triple garra, que según su altura lespermite hincarse en el terreno más o menos.

DIVISOR/ CONVERTIDOR EMBRAGUES En la pa rte delantera de los tractores se encuentra unaDE PAR Y FRENOS DE barra estabilizadora, que permite la oscilación del trenOIRECCION

de rodaje y sobre la que se apoya el bastidor principal.MANDOS FINALES mediante unos tacos de goma. La unión de la barra

estabilizadora con el bastidor principal se realiza me-Figura 7.- Transmisión hidrodinámica. diante un pasador.

FRENO DE ESTACIONAMIENTO, DE DISCOSREFRIGERADOS POR ACEIT --

CADENA�,,

TACOS ELÁSTICOS

\ EJE DE GIRORO DILLO SUPERIOR

s q

MANDO FINAL BARRAPLANETARIO I ESTABILIZADORA

SEGMENTOS DERUEDA CABILLA

ESLABON DE EMPALMEO 1 t i DE DOS PIEZAS

BASTIDOR DERODILLOS

y�f RUEDA GUTARODILLOSINFERIORES LARGUERO

TEJAS

Figura 8.- Componentes del tren de rodaje convencional.

La misión de la barra estabilizadora es la de conseguirque las orugas permanezcan en contacto con el terreno, ócualquiera que sea la forma de éste, así como absorberparte de los impactos que, de otra forma, repercutirían 0directamente sobre el bastidor principal. o° l 01

Además de la barra estabilizadora, se suele disponer en ó ,!1 0 Qla parte posterior de un eje pivotante que soporta parte °oo

OO Odel peso de la máquina y absorbe así mismo parte de 00o

los impactos de la carga. Tanto la barra estabilizadora ° 000 0 00 0000 0 0como el eje pivotante aseguran la alineación de losbastidores de los rodillos.

Durante el avance, las ruedas cabillas giran y sus dientesengranan, sucesivamente, como en una cremallera en los Figura 9.- Tren de rodaje flexible.bufones de la cadena, que por la gran superficie de apoyode las zapatas y elevado rozamiento con el terreno no _ La rueda cabilla va elevada, con lo que se prolongadeslizan, permitiendo que el tractor avance como sobre la duración de la transmisión de avance , al no estaruna vía metálica extensible que se va tendiendo a medida en contacto con el suelo y estar menos expuesta aque las ruedas motrices giran y avanzan. los materiales abrasivos y a la acumulación de hielo

Los giros se realizan o bien frenando una oruga y y barro entre los dientes de la rueda cabilla y los

moviendo la otra, o por el movimiento contrario de las casquillos. Además, este diseño no lleva rodillos

orugas que puede desarrollarse en caso de transmisión superiores.

hidrostática. De esta última forma mejora la maniobrabi-lidad en espacios reducidos.

3.5. Sistema hidráulicoEl tren de rodaje flexible, Fig. 9, presenta, con respectoal anterior, las siguientes diferencias básicas: Este sistema es el que sirve para el accionamiento de

los equipos de trabajo y consta de los siguientes ele-Tiene cuatro soportes oscilantes grandes, bulonados mentos principales: bomba, depósito de fluido hidráulico,a cada bastidor de rodillos y cada soporte oscilante válvula o distribuidor, cilindros, válvulas de seguridad,grande lleva, a su vez, acoplado otro más pequeño filtros, tuberías y mangueras.que soporta dos rodillos. Las ruedas guías, que son La bomba, que es el elemento principal del sistema,dos para cada carro de orugas, van acopladas a los está movida por el volante del motor o por el impulsorsoportes oscilantes grandes delanteros y traseros. del convertidor de par. Normalmente, se utilizan dosAdemás, llevan unos tacos semiesféricos de goma bombas en tandem, mandándose el caudal de cada unadura que amortiguan los impactos. Con este sistema de ellas para efectuar distintos movimientos y el flujose mantiene la cadena más en contacto con el total de ambas para otros.suelo, adaptándose mejor a los obstáculos, proporcionando mayor estabilidad, una conducción más Los cilindros hidráulicos empleados en la totalidad decómoda y mayor tracción. los tractores para el movimiento de los implementos son

de doble efecto y los utilizados para la hoja de empujees frecuente que lleven una válvula de descenso rápidocon objeto de realizar el movimiento de dicha hoja conmás velocidad.

OO

3.6. Cabina

Actualmente , las cabinas del maquinista son espaciosasy diáfanas , con suelo antideslizante , los asientos sonconfo rtables , del tipo envolvente con apoyabrazos.regulación longitudinal de altura e inclinación , y cinturón BARRAS

TIRANTE DIAGONALESde segu ridad . ESTABILIZADOR

Los mandos son de fácil manejo y de extremada Figura 10.- Equipo de trabajo con barras diagonales y tirantesuavidad, por ser hidráulicos o servoasistidos . Es estabilizador.frecuente que se coloque una palanca de seguridad enel cambio , para que no pueda arrancarse el motor con efectividad de los cilindros de accionamiento debido a suuna velocidad embragada. mayor verticalidad.La visibilidad del operador en estas máquinas suele ser Las hojas angulables, que son de mayor longitud, sebuena, tanto de la hoja de empuje como del escari- disponen formando ángulos de 25° a cada lado, conficador . respecto a la dirección de avance. Se fijan directamenteEl bastidor de la cabina , en la mayoría de las unidades, a los dos largueros , que se unen por la parte delanteraes de diseño integral resistente al vuelco de la máquina , formando un arco al que se articula la hoja por medioconocido comúnmente como ROPS ("Boli Over Protec- de una rótula situada en el punto medio del arco. Lation Structure"), totalmente soldado . Se instala con posición y el ángulo de la hoja se determinan por dosmontaje de caucho para aislar la cabina del ruido y las cilindros hidráulicos fijados en los extremos.vibraciones . Incorporan un sistema de presión interior, Los movimientos que normalmente se pueden realizarprovisto de ventilador y filtro de aire , y pueden disponer con una hoja de empuje son:de equipo de aire acondicionado.

a) Inclinación lateral , Fig. 11.

3.7. Hoja de empuje

Es una hoja metálica instalada en la parte delantera deltractor, mediante la cual se aplica el esfuerzo de empujesobre los materiales que se desean remover y transpor-tar.

GLas hojas están sustentadas por dos brazos de empuje Aque se articulan exteriormente a las orugas , sobre elbastidor de cadena , mediante unos cojinetes de muñón,y están suspendidas de dos cilindros hidráulicos, Figura 11generalmente fijados a la coraza delantera del bastidorde la máquina.

b) Variación del ángulo de ataque de la hoja, Fig. 12.El accionamiento simultáneo de estos cilindros permitebajar o subir a la hoja con relación al bastidor.

„rLa fijación de las hojas a los brazos de empuje sehace , además de por las rótulas , por medio de otrosdos cilindros hidráulicos que permiten variar la in-clinación transversal del equipo de trabajo . Además de

s

los elementos citados , se suele disponer de unas barras rr ediagonales , Fig. 10, pero existe un nuevo diseño contirante estabilizador transversal que posibilita la fijaciónlateral de la hoja , proporcionando un mayor acerca- °miento de la hoja al tractor que permite mejorar lavisibilidad, reducir el cabeceo de la hoja y aumentar la Figura 12

Variación del ángulo de la hoja respecto a la Por ello , la curvatura de los extremos de la hojadirección de avance , Fig. 13. impulsa el material hacía el centro de la misma,

disminuyendo así los derrames laterales . Esta hoja- tiene un 20% más de capacidad que la recta y su

�cc� elección frente a ella dependerá de las carac-terísticas del trabajo a realizar y del material aempujar.

Hoja angulable, diseñada para empujar el material

In-lit olateralmente , para lo cual puede situarse en elbastidor de los brazos con ángulos de 25° a laderecha o a la izquierda respecto a la dirección del

Xtractor. Configuración idónea para formar cordones,trabajos especiales en banco o alimentación apiqueras.

Figura 13Hoja de empuje amortiguado . Hoja de poca

i Elevación y descenso de la hoja . Fig. 12. anchura para permitir más maniobrabilidad al tractoren su labor de empujar mototraillas . Su diseñopermite establecer contactos sobre la marcha, hasta

os tipos de hojas que existen en el mercado son los a 5 km/h, absorbiendo los impactos.iguientes:

Todas las hojas llevan unos elementos protectores enHoja recta. Aconsejada para trabajos de empuje en las partes que sufren mayor desgaste . Estos son lasgeneral , especialmente en aquellos trabajos que re - cuchillas , que protegen el labio o borde infe rior de laquieren pasadas cortas o de media distancia . De los hoja, y las cantoneras , situadas en los dos ánguloscuatro tipos es el de mayor versatilidad y capacidad inferiores de la hoja, Fig. 14. Estos elementos de des-para trabajos en roca. gaste son sustituibles y van fijados a la hoja mediante

pernos y tuercas.Hoja universal o en "U ", concebida para empujargrandes volúmenes de material a largas distancias . Las cuchillas pueden ser reversibles.

tt

.tx

Foto 1.- Hoja de empuje de grandes dbre^s . cnes destinada al movimiento de estériles para la restauración de terrenos.

403

3.8. Riper o escarificador

Está formado por un bastidor, o estructura portavástagos,situado en la parte posterior del tractor, en el cual se fijanuno o varios vástagos o rejones, Fig. 15.

í`�~ I Mediante cilindros hidráulicos, los brazos se pueden�Í descender clavándolos en el suelo y al ser arrastrados

por el tractor producir profundos surcos, fragmentandoy esponjando los materiales rocosos.

SEMI"U"

En lo que se refiere al diseño de los ripers, varían tantocomo el número de fabricantes, pero existen tresdiseños básicos:1) Tipo bisagra o articulado , Fig. 16. Está formado

RECTA por un bastidor que pivota alrededor de un puntosituado en la parte posterior del tractor , el ángulo degiro máximo es de 300. Con esta configuración, elángulo de ataque varía conforme se profundiza yconstituye una limitación para obtener un mejorarranque y fracturación.

2) Tipo paralelogramo articulado , Fig. 17, mantieneinvariable el ángulo de ataque , siendo de unos 50°;de esta forma la profundidad de ripado es indepen-Figura 14.- Tipos de hoja. diente del ángulo que el vástago forma con elterreno. El mantenimiento de este ángulo dota alriper de excelentes características de penetración enla mayoría de los materiales.

CILINDROS HIDRAULICOS DE ELEVACION

SULON DEL BRAZO

♦ wIill ��i4

PLACA DEEMPUJE

REJON t

PR//jcTRWDE ZO

BULONES DE LA BARRA é WPORTABRAZOS BULO' ANG. PENETRACION j

PLACA DE ADAPTACION PUNTA-- 1

BARRA PORTABRAZOSBULONES DEL CILINDRO DE ELEVACION

Figura 15.- Equipo de trabajo para el arranque de rocas

404

ice`:

no,

Figura 16.- Riper dei tipo bisagra.Figura 18.- Riper del tipo paralelogramo variable articulado. s

Permite a la punta describir un arco ideal con un mejorbarrido, Fig. 20, dada su mayor longitud respecto al

, avance del tractor. Además, la fuerza de elevación se-91, 11y1>;tj mantiene constante para cualquier ángulo de ataque,

debido a la disposición de los cilindros hidráulicos.

0T

ILL L

Figura 19.- Aproximación al pie del talud

Figura 17.- Riper del tipo paralelogramo articulado.

El riper en forma de paralelogramo variable arti-culado goza de las ventajas de los dos tipos '-�anteriores, Fig. 18. El ángulo de ataque se controlamediante el accionamiento de otros dos cilindroshidráulicos, además de los de elevación y empuje.

ste diseño permite variar el ángulo de ataque paraatener un mejor desgarramiento, una vez que se ha Figura 20.- Trayectoria del extremo del riper.gnetrado hasta la profundidad deseada.

:ras ventajas adicionales son que admite mayorJroximación al pie del banco, Fig. 19, por lo que se Por otra parte, permite que un segundo tractor empujeede conseguir un talud más vertical, y se reduce la al que está ripando, apoyando la hoja en el bastidor del,sibilidad de que queden piedras atrapadas entre el riper. Esto se conoce con el nombre de ripado en.ón y el bastidor del riper. tándem, Fig. 21.

405

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j• it -

• i,

Foto 2.- Riper de paralelogramo articulado variable.

Los rejones llevan puntas protectoras , o botas,sujetas en el extremo por unos pasadores de cambiorápido . Suelen fabricarse en tres medidas : cortas,intermedias y largas, todas ellas autoafi lables. Lasprimeras son adecuadas para rocas duras, mientrasque las otras suelen emplearse conforme aumenta laabrasividad , Fig. 23.

Figura 21 .- Ripado en tandem. Por encima de las puntas se instalan unos protectorestambién reemplazables , que protegen al vástago del Éjdesgaste producido por los materiales abrasivos. Su

El diseño de los rejones o vástagos puede ser de tres fijación al mismo se hace mediante bulones en el ejetipos: recto , cu rvo y de cu rva modificada, que es una frontal del mismo , protegiendolo del desgaste aceleradocombinación de los dos anteriores , Fig. 22. al trabajar en materiales abrasivos.

El vástago recto es adecuado en materiales fragmen-tados con grandes bloques , mientras que el cu rvo esmás conveniente para materiales poco compactos o conestratificación de poca potencia.

0 0O p

00 0 0

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BRAZO RECTO BRAZO CURVO

Figura 22.- TIPOS de vástagos . Figura 23 .- Protector del vastago y punta del riper.

406

4. Operaciones básicas y práctica característica es la estratificación, son tanto más ripables

operativa cuanto menor es la potencia de los estratos.

En la Tabla 1 se resumen las principales característicasLa primera operación quepuede realizar un tractor es físicas de las formaciones rocosas que favorecen oel ripado o escarificado de un terreno. Consiste en dificultan el escarificado de un terreno.desgarrar o romper la textura de éste, empleando paraello un útil mecánico -riper- al que se somete a una Uno de los sistemas para clasificar las rocas y delimitarfuerza de penetración y a otra de traslación. aquellas que son ripables de las que deben ser voladas,

y de las que son susceptibles de excavación directa,Es evidente que no todas las rocas son ripables; una consiste, como se ha indicado en el Capítulo 1, enprimera guía para estudiar su ripabilidad es el origen de estudiar dos parámetros característicos del macizolas mismas. Las rocas ígneas, por lo general, son poco rocoso (FRANKLIN, 1970):ripables, sólo lo serán cuando presenten un intensogrado de fracturación y meteorización. Las rocas meta- I = Indice de resistencia bajo carga puntual (MN/m2).mórficas varían mucho en ripabilidad, dependiendo de ltsu esquistosidad. Las rocas sedimentarias, cuya principal 1, = Indice de fracturación-espaciamiento entre fracturas.

TABLA 1

FAVORABLES DESFAVORABLES

- Fracturas, fallas y planos de - Formaciones masivas y homogéneas.discontinuidad de cualquier tipo.

- Meteorización. - No cristalinas y no frágiles.

- Origen cristalino y fragilidad. - Sin discontinuidades.

- Grado de estratificación y esquistosidad. - De grano fino y agente de cementación sólido.

- Baja resistencia a la compresión y gran - Comportamiento plástico. Ítamaño de grano.

s

É EH

rn2

VOLADUVH

Ú 0.4

Hl VOLADURA OE ESPONJAMIENTO

O'•

W O 2 (PREVOLADURA) EN EXTREMAWMENTE ~RANOE

WMi VN MUY ~DE

2 0.06 N GRANO(

w

QL M MEDIO

ESCARIFICADOL PEQUEÑO0.02

�..AVACION Vi. MUY PEQUEÑOW VIL

0,006EL EXTREMADAMENTE PEQUEÑO

L M H VH EH0,03 0,1 0.3 1 3 f0 30

•h_Ir DE RESISTENCIA A CARGAS PUNTUALES

1. (MN/m2)i

°ESISTENCIA A LA COMPRESION (MPO)

¡E re ;S ¡S IkNUMERO SCHMIOT

Figura 24.- Abaco para determinar s. r.,acizo rocoso es susceptible de arranque directo o precisa del empleo de explosivos.

407

Este método es el que se podría denominar "estático", En la roca descompuesta:pero el criterio de ripabilidad universalmente admitido esel de la velocidad sísmica de las ondas elásticas D. - D, 20 - 5refractadas, que indirectamente miden la compacidad y V2 = = = 1.250 m/stracturación de la roca. T4 - Ti 0,032 - 0,020

Para la determinación de esas velocidades sísmicas se En la roca compacta:utiliza un sismógrafo al que se conectan los geófonos,éstos son transductores que transforman la vibración del Ds - D. 30 - 20terreno, producida por una pequeña carga explosiva o V3 = = = 2.500 m/spor un golpe de martillo, en una señal eléctrica. T5 - TI 0,036 - 0,032

Con las lecturas del registro y las distancias entre Estos valores se corresponden con los cambios degeófonos se dibuja la dromocrona o curva de campo en pendiente de la Fig. 26.la que los diversos tramos con distinta pendiente indican'as velocidades en los diferentes niveles o capas.

f I

GEOFONO 30 ! - -

p I '',• ;7 .4 r. MEDIDA 1 ! I 1 i1 Ui t' . i "' II 'II Distancio D, :5m. 20 --- ----1 �I) Ii11' I i: i ,II�I'

I� 'Ti�tnDO T, • 0,020. O

j T_ _ • .

� I I II' ,r.'I :. W i I

MEDIDA 2 Ilom

jt = 0,�4t:'i 10 15 20 25 30

DISTANCIA (m)

Figura 26- Dromocrona del terreno.

tNleeieoa �.a,,< i f MEDIDA 3 La potencia del primer nivel o estrato puede calcularse�wr Dalo I ,'l. I1I� D. 15m a partir de la fórmula:T dt , III

,I II I IÍ"I' 'td1T1 0,M.

Distancia crítica V2 - V1H =

-D, 2 VZ + V,

;:t ?y;;; :' ; . j ;•. N MEDIDA 4 "

o. = 2om. denominándose distancia crítica" a la existente entre elpunto de explosión y los puntos de cambio de pendiente

IIi!II. ;ilp.l¡j I!h;I T4 • 0,032. de cada tramo de la dromocrona. Así, en el ejemplo• anterior se obtendrá:0. 5 1250 - 250

á=.r jr�sj MEDIDA 5 H, 2 ,04 m.Di; = 25 m. 2 1250 + 250

~ jlilliTg : OA34.

Con expresiones similares, pero algo más complejas, sedeterminarían los espesores restantes.

SUELO@ ROCA DEscoMP.€5TA ❑ ROCA COMPACTA Con todos los datos obtenidos, se iría a continuación aconsultar las tablas que proporcionan los fabricantes de

Figura 25.- Realización ca _n estudio de sísmica de refracción. equipos en las que , según el tipo de roca y potencia detractor, se define hasta qué velocidad sísmica es factibleripar económicamente, entre qué valores no es proba-

Para el ejemplo representado en la Fig. 25 se obtienen blemente rentable (zonas marginales) y a partir de quélos siguientes datos. _n el nivel de suelo o tierra velocidad la roca no es ripable, Fig. 27.vegetal:

El límite de ripabilidad será finalmente una solución deD, - 0 5 compromiso que englobará criterios económicos o de

V1 = = = 250 m/s coste, técnicos o de rendimientos, y en ocasiones,T, - 0 0.020 incluso hasta los de tipo ambiental.

408

0 1 2 3 4Velocidad en metros por segundo x 1000 I_ 1 I I 1 1 1 1 1

Velocidad en pies por segundo x 1000 0 1 2 3 4 5 6 7 $ 9 10 11 12 13 14 15

TIERRA VEGETALARCILLAMORENA GLACIALROCAS VOLCANICASGRANITOBASALTOROCA TROPEANA

ROCAS SEDIMENTARIASESQUISTO ARCILLOSOARENISCALIMO CONSOLIDADO }PIEDRA ARCILLOSACONGLOMERADOBRECHACALICHEPIEDRA CALIZA

ROCAS METAMORFICASESQUISTOPIZARRA

MINERALES Y MENASCARBONMINERAL DE HIERRO

ESCARIFICARLE -e MARGINAL - NO ESCARIFICABLE-(r'

Figura 27.- Campos de trabajo de un tractor de 700 HP (522 kW).

En general, se puede decir que en la actualidad todos característica básica del motor y de gran influencia enos terrenos con velocidades sísmicas por debajo de la escarificación , la reserva de par. Se denomina así el2.500 m/s son ripables, por encima de 3.000 no lo es aumento de par que se produce al disminuir el régimen-as¡ ninguno , y en la zona intermedia es preciso com de vueltas del motor, por encuentro de un obstáculo en)Iementar las pruebas sísmicas con pruebas de ripado el trabajo de difícil superación. Tiene notable importan-:n condiciones análogas a las de trabajo. Todo esto con cia el que esta reserva de par sea alta, ya que enas lógicas salvedades que impone cada caso particular alguna medida indica la capacidad de la máquina dei que deberán estudiarse con rigor. responder a irregularidades del terreno que está

escarificando, Fig. 28._os factores que determinan la capacidad de trabajo dein tractor ripando son: cv

- Peso de la máquina en servicio. 275250 A- Potencia al volante del motor y reserva de par.

- Fuerza de tracción. 225

- Características de diseño del " riper". 200175

N continuación se comenta brevemente la importancia y lgg }significación de cada uno de estos factores: 150

100125 95- Peso de la máquina . Es básico en el trabajo de

escarificación por dos razones: primero para propor- 100 90cionar la robustez suficiente al conjunto, para que 7s Ése pueda realizar el trabajo de escarificación, el más ,aduro que se puede exigir a un tractor de cadenas, so rby segundo para proporcionar la fuerza suficientesobre el suelo para alcanzar los más altos esfuerzos 25

de tracción posibles, que permitirán el eficaz desga- orrado de las rocas. 1600 2200rpm

A. POTENCIAB. PAR MOTOR

- Potencia del motor y reserva de par. Gran impor- C. CONSUMOtancia tiene una potencia del motor equilibrada con Figura 28 -Curvas de representación de potencia, par motor yel peso de la máquina y, por otra parte, como consumo específico del mismo.

409

Fuerza de tracción . Son dos los conceptos a des- dirección; no obstante, es conveniente tener entacar . Fuerza de tracción utilizable y fuerza de cuenta los siguientes puntos:tracción teórica . La utilizable se calcula multiplican-do la fuerza componente del peso en dirección • Realizar el trabajo a favor de las pendien-perpendicular al suelo por el factor de agarre de las tes para aprovechar el peso propio delorugas con dicho suelo ; como es lógico, existe gran tractor.relación entre la fuerza de tracción utilizable y elpeso de la máquina , factor ya comentado anterior- • Ripar en la dirección del buzamiento demente . La fuerza llamada teórica, será la que el los estratos o fracturas dominantes,motor sea capaz de transmitir a las cadenas a Fig. 30.través de la transmisión . La mayoría de los fabrican-tes suministran gráficos tracción-velocidad para cada • En el caso de estratificación vertical escarificaruna de las marchas , Fig. 29 . formando un ángulo de 90° con la dirección,

Fig. 31.ESFUERZO DE TRACCION

tgz b■1000 topo

- Velocidad de escarificación100

�o TRACCION En el ripado se debe utilizar la primeravelocidad , consiguiéndose el esfuerzo máximo

VELOCIDAD de tracción.

La velocidad debe estar comprendida entre 1,524 ad y 2,5 km/h, pues a velocidades mayores se

3„Id,d producen desgastes muy elevados en el tren10 de rodaje , Fig. 32.

>f e r�,k Si las condiciones del terreno lo permiten, eskmn preferible utilizar mayor número de vástagos que

aumentar la velocidad.VELOCIDAD

Figura 29.- Gráfico de tracción-velocidad de un tractor de }300 HP (224 kW).

ProfundidadDiseño del riper. Engloba todo lo referente a lascaracterísticas del mismo , como su diseño y tamaño , Se debe conseguir la penetración máxima delmaterial empleado en su construcción , accionamien- rejón del riper; no obstante eso dependerá de lalo hidráulico , etc. dureza del terreno . Cuando se escarifican capas

Las consideraciones a tener en cuenta durante el ripado de mucho espesor , puede ser interesante hacer

son las siguientes: una pasada a profundidad media que rompe lazona superficial y resquebraja la profunda, y a

- Dirección del ripado continuación una segunda pasada con el vástagoa toda profundidad , consiguiendo una mayor

En general , la orientación de la obra a desarrollar producción con menores esfuerzos sobre laobliga a realizar el arranque en una determinada herramienta de trabajo.

INCORRECTO CORRECTO

0 0

O o O o

Figura 30 - Sentido correcto del ripado en funcon del buzamiento de los estratos.

410

O�� o a0 0

/ Figura 34.- Situación recomendada del riper respecto al terreno.

// - Espaciamiento entre pasadas

/ La separación entre pasadas depende del tamaño/ de los bloques que se produzcan y de la manipula-

ción posterior que deba hacerse con la roca: carga,

Figura 31.- Dirección adecuada de upado en formación estrat,-transporte, trituración, etc.

forme subvertical . El espaciamiento nominal es de 1 a 1 ,5 m, pudien-do llegar a 2,5 m en roca muy frágil.

0Fw El ripado cruzado o transversal ayuda a romper losJÑ materiales que forman grandes lajas y en los quewa con pasadas unidireccionales sólo se producen0:0W acanaladuras , Fig. 35.óó

rr-_

2 4 6 8VELOCIDAD DE RIPADO (Km/h) .-- �_-- 1�

Figura 32.- Desgastes relativos del tren de rodaje según lavelocidad de ripado. • ` .� ?� -

Cuando el vástago no está completamente enterrado , la parte trasera del tractor se levanta, con loque se pierde tracción, se aumentan los desgastesy disminuye la producción. Figura 35.- Ripado cruzado.

Por lo tanto, la longitud del rejón debe adaptarse ala dureza del terreno, Fig. 33.

- Condiciones extremas

o Q Si la velocidad sísmica del terreno se sitúa en loslímites de la ripabilidad del tractor, se tienen dos

° PASADOR °alternativas.

C O ° • Ripado en tándem

. Prevoladura

" Cuando el rejón no puede penetrar a la profundidadFigura 33.- Cambio de posición de trabajo del vástago o rejón. deseada y se produce un levantamiento de la parte

trasera del tractor, se pueden utilizar dos tractores,Para disminuir los esfuerzos transmitidos por la de tal manera que mientras el primero escarifica, elmáquina al rejón, una vez enterrado éste al máximo, segundo empuja, ejerciendo un esfuerzo de penetra-la barra portavástago debe mantenerse paralela al ción adicional y consiguiéndose así un aumento deterreno, Fig. 34. la producción del 300 al 400%, Fig. 36.

411

PLACA DE TABLA IIEMPUJE

Potencia del Velocidad ConsumoTractor sísmica específico(kW) (m/s) g ANFO/m'

575 3.000 230

343 2.500 130

Figura 36.- Operación de opado con el empuje suplementario 250 2.000 130de un tractor.

160 1.200 80

La prevoladura consiste en aumentar la fracturaciónnatural del macizo rocoso , sin prácticamente desplazar La segunda operación en la que los tractores sonla roca , mediante la utilización de explosivos , con vistas considerados netamente como equipos de producción esa que los tractores alcancen unos rendimientos altos con el transporte, que consiste en desplazar el materialunos costes mínimos . suelto auxiliándose de la hoja de empuje.

Los diámetros de perforación utilizados dependen de la La operación de transpo rtar o empujar el material tienedisponibilidad de esos equipos en la explotación , pero lugar bien directamente si el terreno lo permite , o biennormalmente con tractores se aconseja que se ' enuna vez que se ha ripado. Normalmente, es un trabajocuentren en el rango de 50 a 125 mm. cómodo de realizar y no se producen grandes esfuerzos

que afecten al tractor , aunque debe tenerse cuidadoLa altura de banco está condicionada por la longitud de para no efectuar el arranque con la hoja de empujelas varillas de pe rforación , pues en dicha operación se cuando es preciso emplear el riper.intenta eliminar los tiempos de maniobras realizando losbarrenos en una sóla pasada , razón por la que dichasalturas oscilan entre los 2 y los 4 m. El trabajo de empuje con la hoja consta de cuatro

fases:Los consumos específicos en cada caso dependen delas características de los tractores y de las propiedades 1 11 ) Con la hoja levantada el tractor avanza hastaresistentes de las rocas . colocarse en posición de empujar, Fig. 37.

En la Tabla 11 se indican las relaciones aproximadas 2$) El operador baja la hoja hasta que comience aentre las velocidades sísmicas máximas y los consumos clavarse en el terreno . El tractor continúa avanzan-específicos de explosivo , referidos al ANFO, para llevar do, disminuyendo su velocidad y aumentando sua cabo adecuadamente las prevoladuras . empuje , en marchas cortas.

FUERZA DE TRACCION HOJA VELOCIDADÑ LLENA \

-----�CARGA EMPUJE DESCARGA RETROCESO

mt TIEMPO

,1

CORTE DURANTE 1EL EMPUJE

-

Figura 37.- Fases del trabajo de empuje con un tractor.

412

30 ) El tractor continúa avanzando . El operador levanta Finalmente , una vez que el tractor ha empujado ella hoja para empujar y transpo rtar el material ya material , lo puede dejar formando un terraplén, apiladosuelto , sin proseguir el arranque . para su posterior carga por otro equipo , o bien descar-

garlo sobre un alimentador , como se verá en el siguien-4$) El tractor se detiene y'retrocede a mayor velocidad te epígrafe, Fig. 39.

para recomenzar el ciclo de trabajo . El materialqueda amontonado al final del recorrido de trans-porte formando un terraplén o un montón para ser EMPUJE CORTErecogido por otro medio de carga.

En el caso de utilizar el dispositivo de hoja angulable ,el material es empujado lateralmente y queda deposita-do formando un cordón a un costado de la franja cu - RETORNObie rta por el tractor.

En la técnica de transpo rte de materiales por empuje,deben tenerse en cuenta los siguientes factores:

- Procurar aprovechar al máximo las pendientes , peroobservando tanto la estabilidad del equipo como labuena lubricación del mismo.

- En los trabajos de apilado es conveniente empujarel material hasta el borde del talud para evitar asíla acumulación , que obligaría a trabajar con pen - Figura 39.- Práctica operativa en terrenos susceptibles de empujedientes positivas . directo.

- Aprovechar los movimientos que realiza la hoja para En cuanto a la distancia óptima de empuje , ésta secorregir los defectos debidos a cambios de resis- define como aquella para la cual se llena totalmente latencia, etc. hoja con el menor esfuerzo posible del tractor y en el

- Con distancias de empuje grandes , las pérdidas por mínimo tiempo.rebose lateral pueden disminuirse si se trabaja enzanja , esto es, reprofundizando paulatinamente con Suponiendo que la máquina arranca tongadas de unel fin de que las paredes de la excavación si rvan espesor reducido , "e", podrá determinarse la distanciade freno al rebose . optima, "d", sin más que igualar el volumen arrancado

a la capacidad de la hoja , Fig. 40.- Para grandes producciones , es posible trabajar con

dos tractores en paralelo , aumentando el rendimien-to entre un 15 y un 25%. Pueden ser dos unidades 17independientes , pero existe algún equipo especial enel que estas unidades van unidas por una mismahoja, Fig . 38. j d

-<�,� Figura 40.- Esquema del espesor de la tongada y distancia de" ó . ' empuje óptima.

Siendo el volumen arrancado:

Vb=de.1,

donde:Lu=

d =Distancia óptima de empuje (m).e = Espesor de la tongada (m).1 = Anchura de la hoja (m).

O O

y la capacidad de la hoja:

Figura 38 - Trabajo en paralelo V, = K . 1 . h,

41�

donde : X = Producción en ripado y empuje para lostiempos t, y t2 respectivamente.

h = Altura de la hoja (m).

K = Constante característica del tipo de hoja . t, y t2 = Tiempos dedicados a ripado y empuje duranteuna hora.

se tendrá:d. e. 1=FVC. K.1.h2 Ejemplo

de donde:h2 . FVC Un tractor de orugas ripando da en un talo 350 m3b/h

d = K y empujando a 40 m de distancia 200 m b/h. Calculare la producción combinada y los tiempos parciales de

cada operación.Así pues, se deducen las siguientes conclusiones conrespecto a la distancia óptima : X

_ 200 = 127 m'b/h- Depende del cuadrado de la altura de la hoja, pero 200

no de su longitud. 1 +350- Es diferente según las características de los materia-

les que se arranquen.- Es inversamente proporcional al espesor de la t X 127

0,36 htongada. ,_

=P, 350

Ejemplot2=0,64h

Un tractor de realiza el arranque de un suelo con unespesor de tongada de 8 cm. El Factor Volumétrico deConversión es igual a 0,9 y la constante "K" de la hoja El tractor deberá, pues, ripar durante 22 minutos yes 0,7. Calcular la distancia óptima de empuje sabiendo empujar en los 38 minutos restantes para conseguir esaque la altura de la hoja es de 1,52 m. - producción máxima de 127 nr°b/h.

1,522. 0,9d=0,7 = 18,19 m.

0,085. Aplicaciones

Estos cálculos resultan , a veces , un tanto teóricos, puesexisten irregularidades en el terreno y otros factores Como se ha indicado anteriormente, los tractores deexternos que hacen que en la práctica las distancias orugas son equipos muy versátiles , por lo que la gamaóptimas con las que se trabaje estén comprendidas casi de aplicaciones en minería es muy amplia.siempre entre los 15 y los 30 m.

En primer lugar, pueden fragmentar y esponjar laEn las explotaciones mineras los tractores suelen roca utilizando el riper. Las ventajas que presentarealizar las dos operaciones básicas , arranque mediante esta operación son:el ripado y transporte del material mediante empuje.

• Es segura y simple.La producción combinada puede obtenerse a partir de . El equipo humano necesario es mínimo y sinlas siguientes expresiones : excesiva experiencia.t, + t2 = 1 • No genera vibraciones y onda aérea como las

voladuras.X t, • Generalmente , cuando se puede aplicar, es un

método de arranque más barato que la per-P 1

Pforación y voladura.

X =P.

- La profundidad de ripado está limitada por la poten-1 + PJP, cia del tractor y dureza del terreno, y casi nunca es

X t2 superior a 1,5 m. Es un equipo complementario delas palas y mototraillas cuando el material es

P. 1 movido en tongadas de reducido espesor.

donde:PQ = Producción horaria en empuje. La segunda operación que suelen realizar es la de

empujar materiales sueltos o poco consolidados. AlgunosP, = Producción horaria en ripado. de los trabajos habituales en minería son los siguientes:

414

- Limpieza y desbroce de terrenos . En la defores- - Alimentación a cintas . Los tractores pueden. em-tación y preparación de áreas que van a ser objeto plearse para empujar el material hasta equiposde explotación o sobre las que se van a construir alimentadores de banda que lo vierten posterior-instalaciones son unos equipos indispensables. mente a cintas transpo rtadoras.

- Nivelación de bancos y limpieza de tajos. Cuando Estos equipos especiales de transferencia,se utilizan palas de ruedas , excavadoras , per- también denominados "Rock Belt", permiten unaforadoras , etc., se requieren plataformas sensible - alimentación regular a las cintas y la retiradamente horizontales y sin obstáculos para que los de los grandes bloques inadmisibles para suvolquetes puedan aproximarse sin riesgo de corte transpo rte.en los neumáticos o pérdidas de tiempos.

Un magnífico ejemplo de este sistema de ex-- Extendido en escombreras. El empleo de tractores plotación se encuentra en la mina de hierro del

en el extendido aumenta la producción de la flota Marquesado , antigua propiedad de la Cía. Andaluzade volquetes , hace la operación más segura y de Minas.proporciona unos taludes más estables.

La excavación del aluvión pliocuaternario que- Restauración . Son equipos básicos para efectuar recubre las masas de mineral se efectúa simultánea-

las operaciones de remodelado de los terrenos y mente por diversos tractores que lo empujan endescompactado de los materiales supe rficiales antes tajos inclinados y de gran altura.de llevar a cabo las labores de revegetación.

Los alimentadores están compuestos de un escudo- Alimentación de cargadoras . La productividad de los tolva con una abertura de 3,50 x 1 m y un extractor

equipos de carga sobre ruedas puede mejorarse de banda de 1800 mm y 100 HP de potencia, todocuando los tractores suministran y depositan el ello montado sobre un chasis de neumáticos,material suelto en una posición idónea para efectuar Fig. 42 . Una criba fija , tipo Grizzly , permite eliminarla carga del mismo . los bloques superiores a 250 mm antes de transfe ri r

el mate ri al a la cinta transportadora.- Desmonte de estériles . En algunas minas con yaci-

mientos supe rficiales poco profundos y tumbados , el Los tractores realizan la operación empleando lamovimiento de estériles se lleva a cabo con moto- hoja de empuje y en cada tajo trabajan de 3 a 4traíllas y tractores , tal como se refleja en la Fig. 41. unidades. -

V ~�` T

Figura 41.- Explotacion de un yacimiento horizontal con tractores.

41 ri

PISTA DE ACCESO A LOS TRACTORES

CRIBA DE 300mff,

I -_ lf

FOSA DE GRUESOS

I I l I -e- TRABAJO DE PRODUCCIONI -► RECORTES LATERALES

-LIMPIEZA DE BORDES}

Figura 42.- Perspectiva del método de explotación.

i _t I(a '.

b.`Í

�7 c

y 'l�a�i S•tw pw tt � �-II

Foto 3- Tajo de tractores empujando el material hacia un "Rock Belt Mina del Marquesado (Alquile).

416

Figura 43.- Esquema del alimentador.

El perfil transversal del talud se obtiene combinandola pendiente máxima de trabajo de los tractores ñR(28°) con recortes casi verticales excavados por lasmismas máquinas, Fig. 44.

I'M3m

TALUD DE TRABAJO26•

.y,,. Foto 4.- Alimentador de cintas.

'MwRe t,L

Figura 44.- Disposición de los alimentadores junto a los taludes 6. Consideraciones de seleccióny situación de los canales de alimentación.

La elección entre los dos tipos de tractores que existenUn canal tallado durante la ejecución de la posición en el mercado, de orugas o ruedas, ya se comentó"n" sirve para dirigir el flujo de materiales empujados anteriormente. Con respecto al primero, elen la posición "n+1" sobre el alimentador sin . dimensionamiento depende de las condiciones en lasenterrarlo. El escudo que constituye la tolva de cuales va a efectuar el trabajo.alimentación, y que protege al tambor de reenvío dela banda extractora, se emplaza a la distancia con- Se han hecho algunos intentos para correlacionar losveniente para ejercer su papel de elemento de parámetros característicos del terreno con las produc-contención del material suelto, pero justo lo necesa- ciones que pueden obtenerse en diferentes escenarios.rio para no llegar a enterrar el alimentador. De un estudio efectuado por el ITGE en 1987, tomando

datos de campo, se obtuvieron las siguientes ecua-Este sistema de explotación permite efectuar el des- ciones:monte de parte del estéril del yacimiento de hierroa un coste muy bajo, comparado con otros sistemas • Ripadoconvencionales.

R = 517,2 - VS + 5,64.P- Empuje de otros equipos. Los tractores se utilizan

también para suministrar una potencia complemen- donde:tarja a otras unidades durante reducidos ciclos detrabajo. Así sucede en el caso de las mototraillas R = Producción de escarificado (m'b/h).durante la carga o de los tractores durante elripado. VS = Velocidad sísmica de propagación (m/s).

P = Potencia al volante del tractor (kW).

- Trabajos auxiliares. Otras funciones que puedendesarrollar estas máquinas se encuentran en elapilado y homogeneización de materiales, construc- • Ripado y empujeción y mantenimiento de pistas, excavación decunetas, canales, balsas de decantación, etc. R = 157,7 - 0,115 . VS - 2,38 . D + 1,085 . P

417

siendo la nueva variable:25003250

D = Distancia de empuje (m). OPTIMAS7000 uso

En ambas expresiones es -necesario contemplar una 2)b ,�„serie de coeficientes de corrección, según sean las 25°6'condiciones de trabajo y la experiencia del operador. 2

7000 L�7

TABLA III Z��(7 ,500 AOVERSab`,

r•

Condiciones Coeficiente Experiencia Coeficiente ,:x 1000de trabajo corrección F, del operador corrección F, 1 °

a +oo0 756 a

Optimas 1,0 Grande 1,0 ��° :. >oo500

Medias 0,8 Normal 0,85zso

Malas 0,7 Pequeña 0,7VELOCIDAD SISMICA (pin/6 x 1000)

Igualmente , es preciso considerar un factor de eficiencia VELOCIDAD SISMICA ( m/• x 1000)de la operación.

Figura 46.- Producción de ripado en materiales con diferentesPor otro lado , los fabricantes de maquinaria suministran velocidades sísmicas.suficiente documentación técnica para poder efectuarestimaciones de las producciones de los equipos y,consecuentemente, el medio de selección de la unidadnecesaria para realizar un proyecto.

A modo de ejemplo , en la Fig . 45 se indican las produc- 7• Tendencias y nuevos desarrollosciones máximas que es posible obtener con diversostractores montando hojas de empuje rectas . A los Las tendencias que existen en la fabricación de tractoresvalores obtenidos de ese ábaco es preciso aplicarles los son las siguientes:correspondientes coeficientes de corrección , tal como severá en el Capítulo 20. - Construcción modular.

- Mejora de las condiciones ergonómicas del operador0:/rti� y simplificación de los controles.

1awoo - Mejora de la visibilidad.noo noo - Simplificación del mantenimiento.taco :eoo,100 t�oo - Engrase centralizado.

- Mandos del ventilador hidrostáticos para ajustar latO00 velocidad de éste a las necesidades de enfriamiento.

1400 ,� {

Iroo „ao - Reducción de puntos de engrase.oa

100° El aumento en tamaño de los tractores en los últimosó00 �, años ha introducido nuevos problemas que requieren

OMá , una revisión de los criterios de diseño para minimizar600 ,>G .5 o?. su los espacios de maniobra requeridos, mejorar el despla-'00 zamiento entre tajos de trabajo y la visibilidad de los

400200 operadores.

200 2020/0á ll+á

0 100 200 700 100 500 600 PIESL I I I 1 I I I I I I 1 I 1 •o 15 70 45 60 75 90 105 120 175 160 165 160 195 Recientemente han aparecido en el mercado tractores

DISTANCIA MEDIA DE EMPUJE METROS montando escarificadores de impactos. Estos elementos

Figura 45.- Producciones máximas de empuje con tractores tienen un diseño similar a los martillos hidráulicos ymontando hojas rectas. permiten elevar el rendimiento de ripado. El martillo

hidráulico se acciona automáticamente siempre que la

De igual forma, se dispone de gráficos para determinarfuerza en la barra de tiro alcance un determinado valor.

DDe

igual seripado, Fig. 4

ayudando así a fragmentar y desbloquear las rocas,Fig. 47. Las pruebas realizadas con tractores de 712 HP

418

Figura 47 .- Comparación entre un riper convencional y uno de impactos.

ñi r rs � . 4,.

'a, r tr� �

Foto 5.- Ríper de impactos. í

(530 kW) han demostrado que con estos equipos es INDICADOR / O AURICULARES

posible técnicamente ripar rocas con velocidadessísmicas de hasta 3 .600 m/s.

Otras investigaciones llevadas a cabo se dirigen alcampo de la monitorización de los tractores , encaminadaa aumentar las productividades . En Estados Unidos se SENSORha desarrollado un sistema automático conocido por VELOCIDAD"Draft Power Sensor", que, mediante unos sensores,permite determinar como se está llevando a cabo eltrabajo de empuje y ayudar al operador a ajustar laaltura de la hoja , la velocidad y el control de la trans-misión, al recibir una señal a través de unos auriculares. °Fig. 48.'I

SENSOR DE FUERZAPor último , se han hecho algunos ensayos con hojas de DE TRACCION

empuje oscilantes , que han permitido en algunas prue - Figura 48 .- Sensores colocados en un tractor de orugas para labas mejorar los rendimientos hasta un 20%. optimización de la producción.

419

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420

CAPITULO XVI

Mototraíllas

1. IntroducciónLos antecedentes de las mototraíllas se remontan a ¡ °1805, cuando apareció la primera traílla que se utilizópara pequeñas excavaciones-de tierra, la cual consistíaen un pequeño cucharón metálico arrastrado porcaballos, siendo manejada por un solo hombre. Desde --entonces, se sucedieron una serie de incorporaciones ¡.CONVENCIONAL DE UN MOTORde dispositivos mecánicos y mejoras, fundamentalmenteen Estados Unidos, pasando por las traíllas de cuatroruedas en 1904, que quizás fueron las primeras, y eranarrastradas por tractores de orugas, las denominadas"Góndolas" y "Mueve Montañas", concebidas por R.G.Le Tourneau en 1919 y 1920, hasta que apareció en1923 la primera traílla autopropulsada o mototraílla,fabricada también por el citado Le Tourneau. Esteequipo era de grandes dimensiones, con unas ruedas . -metálicas enormes y la caja controlada eléctricamente.

2. CONVENCIONAL DE DOS MOTORESCon posterioridad, se utilizaron las traillas arrastradaspor un tractor y accionamiento por cable tomando lafuerza del cigüeñal del motor del tractor. En 1932 seemplearon por primera vez los neumáticos de goma enestas máquinas, y un año después Le Tourneau fabricóla traílla Carryall con construcción totalmente soldada,mando por cable, compuerta de retención de la cargadurante el transporte y eyector de empuje para ladescarga, pudiendo controlar de esta forma el espesorde la capa de extendido. Todas las mototraíllas actuales 3. AUTOCARGABLE DE UN MOTORestán basadas técnicamente en este modelo.

Desde entonces, sólo son dignos de mención algunos •acontecimientos tales como: la tracto-traílla "Tournapull"con un módulo delantero motriz -de un solo eje equipadocon neumáticos (1938), la traílla elevadora o autocar-

(1952), y las mototraíllas con tracción delanteragable,y trasera, (1954), con las que se eliminaba la necesidadde utilización de un tractor para el empuje durante lacarga y, por último, la incorporación de la hidráulica en 4. AUTOCARGABLE DE DOS MOTORESdiferentes órganos de las máquinas. Figura 1 .- Tipos de mototraillas.

A. Convencionales de un motor2. Tipos de unidades• Un solo motor montado sobre el tractor.

Todas las mototraíllas son actualmente de dos ejes y • Un eje motriz.con diseño articulado. Existen cuatro configuracionesbásicas que son las que aparecen en la Fig. 1. • Capacidades desde 22 a 58 t (15 a 41 m3).

Estas máquinas se diferencian básicamente en el • Potencias de 325 a 615 HP (242 a 459 kW).número de motores que poseen y en si disponen o node un elevador para efectuar la carga. La diferenciaoperativa principal entre esos equipos estriba en lapotencia disponible para realizar la excavación, la carga B Convencionales de dos motores y "push-pull"y el transporte. • Motor delantero montado sobre el tractor y traseroAlgunas mototraíllas de dos motores poseen dispositivos sobre el cuerpo de la mototraílla.de tiro y empuje, y son las denominadas "push-pull", • Dos ejes motrices.Fig. 2.

• Capacidades entre 22 y 49 t (15 a 38 m).Algunas características técnicas de estos equipos son;as siguientes: • Potencias desde 288 a 950 HP (215 a 708 kW).

421

�� 00

Figura 2.- Mototraillas "push •pull".

C. Autocargables de un motor - Gancho de tiro y empuje (en algunos modelos), concilindros hidráulicos.

• Un motor delantero montado sobre el tractor.

• Un eje motriz. En comparación con otros equipos de excavación, lasmototraíllas presentan las siguientes ventajas:

• Dispositivo elevador para ayudar a la carga.• Capacidades de 12 a 35 t (8,5 a 26 m3). - Excelente movilidad, con altas velocidades de

desplazamiento (hasta 60 km/h).• Potencias entre 150 y 550 HP (112 a 410 kW). - Diseño probado.

- Buena estabilidad.D. Autocargables de dos motores - Un operador por máquina.• Un motor montado sobre el tractor y otro en el - Menor experiencia necesaria del operador.

cuerpo de la mototraílla . - Mantenimiento sencillo.• Dos ejes motrices. - Bajo precio de adquisición.• Capacidades entre 17 y 34 t (12 a 26 m3). - Vida útil relativamente corta, entre 8 .000 y 12.000• Potencias entre 280 y 700 HP (209 a 522 kW). horas.

Desde un punto de vista operativo , las mototraíllastienen las siguientes características:

3. Características generales y de di - - Capacidad para extraer material en tongadas de

seño reducido espesor.Posibilidad de excavación de materiales poco con-

Las mototraíllas se componen de dos partes principales: solidados.el tractor y la traílla. El tractor va colocado en la parte - Necesidad de preparación del terreno mediantedelantera de la máquina y la traílla en la parte posterior . ripado y, muy ocasionalmente , con perforación yEn esta última, además de las ruedas que posee la voladura, en materiales compactos.traílla para su sustentación , sobresale por detrás deellas el bastidor de empuje. En las máquinas con dos - Distancias de transporte competitivas en el intervalomotores, el segundo , que va colocado en la traílla, se de 200 a 2.000 m.sitúa inmediatamente detrás de la caja, entre las ruedasy antes del bastidor de empuje . La unión entre la traílla - Capacidad moderada para remontar pendientes.y el tractor se efectúa por el cuello de cisne.

Radios de giro entre 9 y 18 m.Las funciones motrices y los movimientos principales delos órganos de las mototraíllas son los siguientes: - Altas presiones específicas sobre el terreno.

- Traslación con dos o cuatro ruedas motrices.La demanda de potencia para realizar un trabajo efi-

- Articulación para el giro, con cilindros hidráulicos. ciente durante la carga , con frecuencia, excede de la- Descenso y elevación de la caja, con cilindros proporcionada por los motores de las unidades conven-

hidráulicos. cionales simples. También, en condiciones precarias detracción, la operación de carga se ve limitada. Para

- Accionamiento de la compuerta, con cilindros resolver esos problemas se puede optar por alguna dehidráulicos. las siguientes soluciones:

- Elevador de racletas (en algunos modelos), conmotores hidráulicos. - Empujar durante la carga con un tractor.

422

- Utilizar unidades con dos motores . 3.1. Tractor- Incorporar un elevador para ayudar a introducir el

material en la caja desde el borde de la cuchilla. Constituye el módulo delantero de la máquina, estandosiempre ubicados en el mismo el motor y todos los- Trabajar combinadamente con pares de unidades componentes de la transmisión. También están situadosdel tipo "push-pulí". en el tractor los elementos de funcionamiento delsistema hidráulico que sirven para efectuar los movi-El empleo de los elevadores implica severas restric- mientos de los distintos órganos de la máquina, y laclones, especialmente porque esas mototraíllas no cabina del operador que se ubica en este mismopueden ser empujadas por tractores o por otras unida- módulo a un lado del motor.

des durante la carga y también se limita el tamañomáximo de bloques admisible.

3.1.1. BastidorEn la Fig. 3 se relacionan las capacidades de losdiferentes tipos de mototraíllas con sus pesos en opera - Es la pieza aglutinante que une y protege a todos losción. elementos de que se compone el tractor. Debido a las

fuertes tensiones que tiene que soportar , su construc-°S ción es muy robusta y rígida, fabricándose de acero de

` alta resistencia con secciones en "u" en algunos mode-AUTOCARGABLEDOS MOTORES los y en casi todos de caja soldada.

a ó

%VENONUN MOTOR

AL

• Disponen de anclajes para los sistemas de protección,antivuelco, (ROPS), y en algunos modelos los mandosfinales forman una pieza con el bastidor, consiguiéndoseasí una gran resistencia a la fatiga y a las defor-maciones que podrían producirse durante la operación.

i�•

,:.:

RGAeLE UN MOTOR 3.1.2. Motorpp

CAPApDAO ( t) Es el órgano principal de la mototraílla . Son diesel y con

Figura 3.- Relación entre capacidades y pesos en serv icio . turboalimentador , por lo que su descripción se realiza enel Capitulo 19.

De igual forma, en la Fig . 4, se refleja la relación entrecapacidades y potencias de estas máquinas . 3.1.3. Transmisión

Las transmisiones que se utilizan son del tipo hidrodiná-looo mico, que pueden efectuar los pasos de una a otrap, velocidad bajo carga.

O Los elementos de que se componen las transmisionesDos MOTORES° son : convertidor de par, que está situado inmediata-

AUTOCARGABLE

8DOS MOTORES mente detrás del motor , la caja de cambios de mando

hidráulico o servotransmisión, el diferencial y los mandosUNUNMOTOR

4LN finales.S00 x;

.ooLa elección de la transmisión hidrodinámica, es decir,del convertidor de par, Fig. 5, tiene una gran importan-

AUTOCARGABLE UN MOTOR cia en función del tipo de trabajo a efectuar, pues esdeterminante para el rendimiento en la actuación de la

20 30 w 7o coCAPACIDAD (f.)

máquina.

Figura 4.- Relación entre capacidades y potencias de las Por lo dicho anteriormente en otros capítulos, se ve quemototraíllas. en las máquinas cuyo equipo de trabajo consuma

mucha potencia, se emplearán convertidores de bajaabsorción de la misma, como es el caso de las palascargadoras y, por el contrario, cuando la potencia del

A continuación, se pasa a describir los componentes motor se emplee casi exclusivamente para la propulsión,principales de las mototraíllas. Como algunos son como en el caso de los tractores de orugas, se emplea-comunes a otras máquinas mineras, sobre todo los rán convertidores con elementos de absorción dedel sistema motriz, éstos se describirán sin mucho potencia. En el caso de las mototraíllas, el convertidordetalle. sólo se emplea en los momentos de carga y en ocasio-

423

FLUJO Este sistema opera en cualquier gama de velocidadesIt .OW DE ACEITE

DdQOy puede modularse desde cero hasta la máxima reten-ción deseada, operando sobre una palanca situada en

A �� 6e la columna de la dirección o presionando un pedaló e situado en el suelo de la cabina del operador.c B

ó Las cajas de cambios que montan las mototraíllas soné �0 eA normalmente del tipo de mando hidráulico, algún modelo

i es activado mediante impulsos eléctricos y en otrosaaoo�ooe neumáticamente.

TURBINA ESTATOR BOMBA Otro órgano es el diferencial, que es un mecanismo quetiene por misión repartir entre las ruedas motrices el

Figura 5.- Convertidor de par con estator fijo (TEREX). esfuerzo de propulsión del árbol de transmisión, parapermitirlas girar en las curvas a velocidades distintas.

nes durante la descarga, por lo que este órgano sóloactúa en velocidades muy cortas, 1í, ó la y 24, siendo Se compone de una caja que contiene dos piñonesen las demás velocidades la transmisión directa con cónicos, cada uno de los cuales es solidario de un árbolobjeto de sacar mayor rendimiento al motor. o eje de mandos finales y de tres o cuatro pequeños

piñones cónicos, llamados satélites, dispuestos entre losplanetarios. Estos satélites pueden girar sobre los

En algunos modelos grandes existe el retardador, que planetarios, pero su eje es fijo y va unido a la caja deles un freno adicional que se emplea con objeto de diferencial. Accionada por la corona, la caja pone enevitar que se calienten en exceso e incluso lleguen a movimiento los planetarios por medio de los satélites,quemarse los frenos convencionales, al descender por que reparten el esfuerzo.largas pendientes. Su misión es la misma que el frenoeléctrico en los volquetes de gran tonelaje. Marchando en línea recta, los planetarios, solidarios al

eje de los mandos finales, ofrecen ambos igual resisten-cia y se mueven a la misma velocidad; todo el conjuntoEl retardador, Fig. 6, se sitúa entre el convertidor y la gira en un mismo movimiento, permaneciendo fijos loscaja de cambios, consistiendo en una rueda de paletas satélites con relación a su eje. En las curvas, la cajafija a un eje , el cual se une por cada uno de sus continúa animada por el mismo movimiento, y la ruedaextremos a su salida al convertidor y entrada a la caja del interior de la curva tiene tendencia a disminuir dede cambios, estando encerrada esta rueda en un velocidad, y el piñón solidario de la misma a frenar loscuerpo, en cuyo interior hay una serie de paletas fijas satélites, que entonces hacen girar más deprisa el piñónde reacción, teniendo una entrada y una salida de solidario de la rueda exterior.aceite. Mientras que el cuerpo permanece vacío, no hay

frenado, pero cuando se admite aceite dentro delmismo, las paletas son retardadas en su giro, tanto más Debido a que las mototraíllas tienen que circular porcuanto más aceite haya. De este modo, el retardador pistas, muchas veces en muy malas condiciones deabsorbe la energía dinámica generada por el momento conservación, ha sido necesario dotar a estas máquinasde avance de la máquina. de ciertos dispositivos que les permitan salir de situacio-

nes difíciles cuando alguna de sus ruedas de tracciónse ponga a patinar. Normalmente, estos dispositivos son

EJE DE SALIDA aplicados en el diferencial, bien anulando o haciendoAL CONVERTIDOR EJE DE ENTRADA ALA CAJA DE CAMBIOS que la rueda que tenga más agarre reciba más par que

la que está patinando.

• En cuanto a los mandos finales, cada rueda de tracción° ,•

O'D • dispone de uno, siendo su misión reducir el número de

revoluciones, antes de llegar a la rueda, aumentando el° ° v e par.

• � rExisten dos tipos de mandos finales: los de doble }

f¿ ° • �" reducción, que se emplean en algunas mototraíllas, y losde engranajes planetarios, que son los de utilización

• ti más generalizada. Debido al gran par que llega a ellosQ 4 ; deben ser de una gran resistencia.

• • RUEDA DE • ' ! •PALETAS DE RETENCION La reducción planetaria se sitúa en el cubo de lasREACCION ruedas y puede extraerse el conjunto de los planetarios

Figura 6 _ con suma facilidad, sin necesidad de desmontar laRetardador hdraulico (TEREX). rueda, ni los frenos de la misma.

424

3.1.4. Dirección Existen diferentes diseños que se diferencian más quepor su funcionamiento, por el punto en el que se

La dirección de las mototraíllas se consigue, normal- aplican. El utilizado por una de las principales casasmente, mediante dos cilindros hidráulicos de doble fabricantes consiste en una conexión articulada, que uneefecto, colocados a cada lada del cuello de cisne, yendo el tractor y la traílla, provista de un cilindro hidráulico,sujetos por un extremo a la traílla y por el otro al Fig. 7. Cuando el tractor sube por una desigualdad deltractor. terreno, el cilindro envía aceite al acumulador de

nitrógeno y aceite. El acumulador aminora el choquecomo un amortiguador y hace bajar suavemente el

3.1.5. Frenos cilindro. El sistema puede amortiguar varios choques almismo tiempo a fin de reducir los rebotes de la má-

Los sistemas de freno que se emplean en las mototraí- quina.¡las son: hidráulico, neumático o la combinación deambos, para el mando de frenos de servicio. Los tiposde freno que se utilizan son de zapata o discos enfria- CILINDRO ACUMULADOR

dos en aceite.DE CARGA DE NITROGENO

.CUELLO DE CISNE

Los frenos de servicio actúan sobre todas las ruedas,tanto del tractor como de la traílla, estando sincroniza- -dos de tal manera que primero actúan en la traílla einmediatamente en el tractor.

Casi todas las máquinas dotadas con frenos neumáticostienen un dispositivo de seguridad para avisar al con-ductor cuando baja la presión de aire del calderín,emitiendo un sonido y encendiéndose una luz, pero si �■�la presión sigue bajando, se acoplan los frenos automá- ACEITEticamente, antes de perder el operador la facultad de

PISTON FLOTANTEactuar sobre los mismos. LIBRE

VALVULA NIVELADORA

3.1.6. Sistema hidráulico Figura 7.- Sistema amortiguador (CATERPILLAR).

Se utiliza con profusión en las mototraíllas, pues la gran El sistema de suspensión puede anularse si así lomayoría de sus elementos son movidos por este requieren las condiciones del terreno.sistema . Entre estos elementos se pueden citar laelevación de la caja, movimiento de la compuerta enlas convencionales, elevador en las autocargables,eyector y dirección. Casi todos los movimientos de estas 3.2. Traíllapartes de la máquina se realizan ;;tilizando dos cilindroshidráulicos de doble acción. Los elementos principales de que consta la traílla son

los siguientes: caja, armadura de tiro, compuerta,Para facilitar el descenso rápid^ de la caja y poder eyector, bastidor de empuje y ruedas traseras.ejecutar la carga intermitente, c::e con algún tipo dematerial da excelentes resultados. acunas marcas tienen Estos elementos corresponden a las mototraíllas conven-disponibles unas válvulas especies. denominadas de cionales, llevando las autocargables el elevador en lugar"descenso rápido", consistiendo éstas en hacer pasar el de la compuerta.aceite que sale del cilindro por e. extremo que da alvástago directamente a la cabeza --el cilindro. Con ello Esta parte de la máquina no lleva bastidor propiamentese consigue un descenso rapidís -o de la caja, similar dicho, pues son algunas de sus piezas las que formanal conseguido con las antiguas ———las accionadas por la armadura.cable.

3.2.1. Caja3.1.7. Suspensión

Es la pieza mayor de la traílla; en ella se recoge yCon objeto de evitar los saltos _ _ _ con frecuencia se transporta el material, estando formada por dos lateralesproducen durante la operacic-. algunas máquinas unidos por su parte trasera por una pieza transversal,emplean diversos sistemas de a.^:- guación o suspen- normalmente- de sección en caja, y en la parte inferiorsión, siempre con objeto de aur-_--ar la productividad por una plancha que es la que forma la totalidad delde las mismas, pues gracias a __= queden reducir los fondo en las convencionales, aproximadamente la mitadciclos de trabajo, al mismo tiemcc :.;e dan al operador posterior en las autocargables, o nada como en eluna mayor comodidad y segurida_. modelo Caterpillar 633C, si tienen el fondo giratorio para

425

la descarga. Por la parte delantera, algunas unidades acabado y producción ligera, si el borde de ataquetienen una pieza transversal, de sección en caja, que central sobresale 5 cm, y para alta producción y des-une los laterales, estando situada esta pieza por arriba monte ligero de suelo, si sobresale 10 cm; el de centroy por delante del borde de ataque. caído con dientes se utiliza para uso general y para

materiales duros y compactos, y, por último, el de centroEn la parte delantera del fondo se coloca el borde de caído especial se usa para el despeje de la cubiertaataque, que en las convencionales y en algunas auto- vegetal y para arcillas duras.cargables es fijo y en otras autocargables se desplazacon la parte anterior del fondo, cuando efectúan la En la parte inferior de los laterales de la caja y junto aldescarga, Fig. 8. borde de ataque van situadas unas pequeñas cuchillas

de corte, denominadas cantoneras, que efectúan un8USPEN810N DEL corte vertical y delimitan la labor de corte del borde deELEVADOR

MIEMBRO TUBULAR MONTURA DEataque.

4 PUNT08 TRANSVERSAL L08 AJUSTESDE ALTURAOIL ELEVA-

DOR 3 .2.2. Armadura de tiro

La armadura de tiro es la pieza de unión entre la cajade la traílla y el tractor, mediante la cual la caja puedeser bajada para la carga y elevada para el transporte.

•• En esta pieza se pueden distinguir tres partes: el cuello

de cisne, el tubo y los brazos de tiro, denominándose altubo y brazos, horquilla de tubo.

VERTEDERA FIJA P081CIONADOR DE LACUCHILLA NIVELADORA

El cuello de cisne es la parte de la armadura que seFigura 8.- Caja de mototra illa. apoya y se une al tractor, mediante uno o dos bulones

verticales, lo que permite el giro entre los módulosTodas estas piezas que forman la caja están sólida- delantero y trasero.mente unidas por soldadura. El material empleado parasu construcción es acero de alto contenido en carbono El tubo es, normalmente, de sección circular o hexago-y para tener una fuerte resistencia a la abrasión y, con nal, sirviendo de unión entre los brazos y el cuello deobjeto de darles fortaleza contra las deformaciones, se cisne.emplean las secciones, en caja con nervaduras inte-riores o exteriores. Los brazos, también de sección en caja, se unen por

sus extremos a la caja de la traílla, mediante bulones,En la actualidad, existe la tendencia a hacer las cajas permitiendo el libre giro entre ambos.de las mototraíllas de poca altura, con el fin de que alentrar la tierra encuentre poca resistencia, y gran En la armadura de tiro y, en muchas ocasiones, en elanchura para obtener cargas rápidas con cortes superfi- cuello de cisne va colocado uno de los extremos de losciales. cilindros que sirven para efectuar el giro en las mototraí-

Ilas de dos ejes.El borde de ataque o cuchilla de corte es normal quese constituya por tres o cuatro secciones separadas y En algunos modelos también sirve este bastidor para lareversibles para que tengan mayor vida, Fig. 9. fijación de las ruedas traseras, lo que se hace con

semiejes, pues en otros casos van colocados en los

DONFIGURACNNIES DEL laterales de la caja, que se prolongan hacia atrás conBORDE DE coRTE tal objeto.

RECTO CENTRO CAIRO

3.2.3. CompuertaNTRO CAIDG CON DIENTE CENTRO CA1D0 ESPECIAL

Esta parte de la traílla, también denominada delantal,tiene por objeto evitar que salga el material que vaentrando en la caja durante la carga y que hayapérdidas durante el transporte.

Figura 9.- Configuraciones del borde de ataque.

Sólo se emplea en las máquinas convencionales,La configuración del borde de ataque varia según se estando fabricada de chapa muy resistente, de doblecoloquen las secciones, y esta disposición deberá estar pared o reforzada, siendo su forma de diseño radial yde acuerdo con la calidad o estado del material a estando su punto de giro en el extremo de su radio,cargar. El recto se emplea para afinado o para la carga con lo que se consigue que su borde inferior siga alde cordones, el de centro caído se usa para semi- radio de su curvatura, Fig. 10. De esta forma se logra

426

que, cuando se cierre, se introduzca sobre la hoja parte conjunto por su parte inferior. Varios modelos tienen undel montón de tierra que se encuentra delante del borde mecanismo que permite regular a voluntad la separaciónde ataque, aumentando así la carga. entre el borde de ataque y la parte inferior del elevador

con objeto de adaptarlo a las condiciones óptimas decarga, de acuerdo con la naturaleza y estado delterreno. Debe regularse con la máxima apertura cuando

COMPUERTA se trabaje con materiales que tienden a acumularse,ABIERTA formando bloques, delante de la cuchilla. La apertura

media se utilizará con los materiales que tienen facilidada fluir suave y uniformemente enfrente del borde deataque, con características de carga relativamentefáciles, empleándose la separación mínima para losmateriales de granulometría muy fina y uniforme, talescomo arena, los cuales tienden a adelantarse al borde

o de ataque.

aao CERRADATAPALETAS

Figura 10.- Posiciones de la compuerta.

Las mototraíllas emplean dos sistemas para accionar lascompuertas, uno de los cuales consiste en un brazoacodado situado encima del cuello de cisne, el cual estáunido mediante un pasador para permitir su giro; por elotro extremo va unido a una varilla que enlaza con lacompuerta en su parte inferior, teniendo en algunasunidades dos posiciones de fijación: la inferior que seutiliza para suelos cohesivos, obteniéndose una aberturamáxima, y la superior que se emplea con materialessueltos, asegurándose un cierre perfecto. En el primertercio delantero dé la palanca acodada y por su parteinferior se aplica un cilindro hidráulico de doble efecto,gracias al cual se efectúa la apertura y cierre de lacompuerta.

MONTAJE

El otro sistema emplea dos cilindros hidráulicos sujetos FLEXIBLEa los laterales de la caja de la traílla, por su parteposterior, y actúan en un punto de la compuerta pordebajo de su eje de giro.

3.2.4. Elevador ELEVADOR

El elevador es el elemento que caracteriza a las moto-traíllas autocargables y su finalidad es efectuar la cargade la caja, por lo que, en general , este tipo de máqui-nas no necesita empujador durante esa fase del ciclo. ":••=La compuerta no existe en estas máquinas.

MONTAJELas piezas principales que componen el elevador son: FLEXIBLEun bastidor, dos engranajes que proporcionan el movi-miento a las cadenas, las ruedas guías finales y ten-soras, dos cadenas, una a cada lado, las paletas que,sujetas por sus extremos a las cadenas, efectúan elarrastre del material y, por fin, un elemento motriz que Figura 11.- Detalle del mecanismo de elevación y montaje flexible

hace mover, las cadenas, Fig. 11. del mismo.

El bastidor, que sustenta a todos los elementos antesdescritos, se sujeta a los laterales de la caja por su El movimiento de las cadenas se logra mecánicamente,parte delantera, en posición un poco inclinada, mediante mediante la toma de fuerza del tractor, o hidráuli-unos soportes de fijación superiores y otros inferiores, camente, aplicando un motor hidráulico y una reducción,siendo frecuente que estos últimos permitan oscilar al que suele ser planetaria, obteniéndose con este sistema

427

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Foto t .- Mototraílla autocargable aproximándose al tajo de carga.

desde una hasta cuatro velocidades. Otro método Este sistema se emplea con un cilindro de doble efectotambién hidráulico , consiste en utilizar un motor hidrostá- ó con dos cilindros que, en algunos casos , son teles-tico con reducción planetaria, con el que se consiguen cópicos.velocidades desde cero hasta 70 u 80 metros porminuto . Por último, algún fabricante utiliza, para el Otro sistema de eyección utilizado en las mototraíllasmovimiento del elevador, uno o dos motores eléctricos convencionales consiste en que el borde de ataque, quecon caja de reducción. Hoy en día se ha generalizado permanece fijo a la caja , está abisagrado al fondo oel que todos los elevadores sean reversibles, con objeto suelo de la misma y éste lo esté a la pared posterior,de facilitar la descarga . estando el suelo y la pared posterior sin soldar a los

laterales.La tensión de la cadena se regula mecánica o hidráuli-camente . Cuando el conjunto es empujado hacia adelante, por el

cilindro hidráulico , gira por la primera bisagra y se elevavolcando poco a poco el contenido de la caja, girando

3.2.5. Eyector en su avance por la segunda bisagra, poniéndose elconjunto casi vertical.

El eyector, o expulsor de la carga , tiene por misiónvaciar la caja de la mototraílla, pero como en muchas En las autocargables, el sistema más empleado paraocasiones tiene que quedar el contenido bien extendido, realizar la expulsión del material consiste en desplazares necesario que este trabajo lo efectúe tan lentamente apropiadamente la mitad delantera del fondo de la caja,como sea posible para dejar el grosor preciso de mate- que se oculta debajo de la otra mitad que permanecerial. Por lo dicho, éste siempre deberá estar dotado de fija, avanzando después la hoja de empuje hasta lalos medios adecuados para poder llevar a efecto esta porción de fondo que ha quedado libre por retracciónlabor con eficacia. del mismo.

En las máquinas convencionales el sistema más utiliza- Para la realización de esta operación, algunos fabrican-do es aquél en que se consigue la expulsión total de la tes utilizan un cilindro solamente que, por medio decarga mediante una plancha u hoja de empuje, situada juegos de palancas, realiza las dos operaciones, efec-en el interior y parte trasera vertical de la caja, movida tuando primero la retracción del suelo y posteriormentepor uno o dos cilindros hidráulicos, que, situados en el el empuje. Un ejemplo de este sistema aparece en labastidor de empuje, hacen que avance dicha hoja hasta Fig. 12.llegar al borde de ataque. En su avance la hoja vaguiada y se mantiene perfectamente alineada gracias a Otro método, utilizado en una mototraílla autocargable,una serie de rodillos inferiores y laterales. modelo 633C de Caterpillar, está basado en que el

428

Cuando las mototraíllas llevan un segundo motor en latraílla, éste se monta precisamente en el bastidor deempuje, que ya está diseñado para tal fin. En las

C4 unidades "push-pulí" el bastidor se complementa con un••• gancho que sirve para tirar de la otra unidad a través

de un aro o argolla en forma de horquilla, que vaD montada encima del bloque de empuje amortiguador que

c se encuentra en el frente de estas máquinas, Fig. 14.r. á

�_ wcTC"coow

99Figura 12.- Funcionamiento del eyector en una mototrailla autocargable. nn

ii

suelo de la caja de traílla gira hacia atrás y para arriba.desde el borde de ataque que permanece fijo, limpiandoen su movimiento los laterales y la parte trasera de la , ,y,. •w,c A OC iMn„�caja. Fig. 13.

Figura 14.- Bastidor de empuje y gancho de tiro en las moto-MOVIMIENTO HACIA ATRÁS DEL ELEVADOR traíllas "push•pull".

�i PUNTO DE GIRO i------BRAZO DE RETRACCION �_�`;----

�'; 4. Operaciones básicas y prácticaoperativa

CUCHILLACORTE

______ Z 3 Las mototraíllas constituyen uno de los equipos más---- o completos en el campo del movimiento de tierras,

SUELO GIRATORIO debido a la capacidad que tienen para realizar, dentrode un mismo ciclo, las tres operaciones básicas mine-

Figura 13.- Mototraílla con suelo de la caja giratorio . ras: el arranque, la carga y el transporte, a las que hayque añadir la ventaja adicional del vertido del material

En algunos modelos de las máquinas autocargables que por tongadas, que reduce la necesidad de nivelación, yutilizan el suelo retráctil, el borde de ataque se despla- de conseguir una cierta compactación.za con él y en otros permanece fijo unido a los laterales Un ciclo básico de trabajo, Fig. 15, comprende lasde la caja. siguientes fases:También presentan una particularidad algunas de estas - Carga con cortes de 8 a 50 cm de espesor.mototraíllas autocargables en lo que se refiere al - Transporte cargadas, con 20 a 40 km/h de veloci-extendido, y es que, al desplazarse el suelo de la caja dad. {para efectuar la descarga, o bien se desplaza el bordede ataque, o aparece otro, que va situado inmediata- - Descarga en tongadas de hasta 60 cm de espesor.mente detrás del que se queda fijo, y que gira un poco - Retorno vacías, con 30 a 60 km/h de velocidad.hacia abajo con objeto de hacer un nivelado según vasaliendo el material de la caja. A continuación, se describen con más detalle cada una

de estas operaciones con las mototraíllas conven-

3.2.6. Bastidor de empujecionales.

Este bastidor está colocado en la parte posterior dela caja y soldado a ella, estando formado por unaserie de vigas, dispuestas de tal forma que dan al 4.1. Cargaconjunto una amplia resistencia. Al final de estebastidor se encuentra la placa o rodillo de empuje, Una vez colocada la máquina en posición, el opera-situado a altura conveniente y siempre sobresaliendo dor actúa sobre el mecanismo de apertura de lade las ruedas posteriores, con objeto de que pueda compuerta de sector para abrirla, y acciona losacoplarse el tractor empujador u otra mototraílla cilindros de suspensión de la caja haciéndola des-durante la carga. Esta placa o rodillo de empuje lo cender con la unidad en marcha, hasta que ésta sellevan todas las máquinas, ya sean convencionales o apoye en el terreno y la cuchilla penetre en elautocargables, aunque estas últimas en raras ocasio- mismo, arrancando una tongada con un espesor, pornes son empujadas. lo general, inferior a 50 cm.

429

completar la carga de una unidad, porque la pérdida detiempo en una mototraílla retrasa todo el conjunto deunidades , mientras que una carga incompleta no afecta

COMIENZO DEL CORTE a las demás.

FINAL DEL CORTE

ÁREA DE EXCAVACION

TRANSPORTE TRANSPORTECARNADA VACIA I •;i*.."rAl-•j ;�•,

AREA OE DESCARGA Foto 2.- Mototrailla convenc iona l empujada por u n tractor durante

la carga.

Es muy importante , para reducir el ciclo de carga, darPLATAFORMA DE

la profundidad de corte necesaria en cada caso. EstaDESCARSA CON REJILLA profundidad de corte depende de diversos factores:

- Tipo de material a cargar.- Tiempo invertido, y

Figura 15.- Ciclo de trabajo de una mototraitia . - Potencia del tractor de empuje.

Al avanzar la mototraílla , el material va llenando la caja Durante la carga de las mototraíllas con tractor, eshasta -que ésta se colmata. aconsejable que se mantengan las unidades en movi-

miento . Cuando los neumáticos del tractor de la moto-Como la altura de la cuchilla está fijada por los cilindros traílla comienzan a girar en falso, hay que disminuir lade suspensión , la mototraílla corta el terreno por ton - profundidad de corte levantando la caja. De igualgadas paralelas a la línea de máxima pendiente , manera hay que proceder cuando el tractor comience adejando el tajo nivelado . En esta fase de la operación, patinar.es preciso que el motor desarrolle toda su potencia.

Por otro lado, también se reduce el ciclo de carga siEn condiciones favorables , las mototraíllas pueden trabajan con pendientes favorables y evitando giroscargarse por sí mismas, pero , cuando las condiciones innecesarios. '•del terreno no son apropiadas , es aconsejable ayudarlascon un tractor empujador o trabajar dos en tándem.

En general, dada la gran velocidad que alcanzan estas 4.2. Transpo rtemáquinas , resulta rentable intentar reducir el tiempo enla carga , por lo que se utilizan casi siempre em- Después de estar cargada la mototraílla , el operadorpujadores . Con las mototraíllas de dos motores se cierra la compuerta mediante el balancín para que noreduce bastante el tiempo del ciclo de carga. salga el material y acciona los cilindros de suspensión

que levantan la caja para que el cuerpo de la misma noLos tractores de empuje actúan , como ya se ha in- toque con el terreno, quedando el conjunto apoyado endicado, sobre el "bastidor de empuje" de la mototraílla , las ruedas posteriores y en las del elemento tractor.situado en la parte posterior de la caja . Es convenienteque los tractores vayan equipados de hoja con amor- Como no existe rozamiento ni esfuerzo de arranque, eltiguador, lo cual les permite empujar haciendo contacto motor sólo tiene que vencer las resistencias de rodadurahasta con una velocidad de 4,8 km/h. y aceleración. Como ya se ha indicado, las velocidades

de transporte que se llegan a alcanzar son de hasta 60La intervención de los tractores obliga a tener un km/h. En esta fase de la operación, la potencia re-número de mototraíllas suficiente para que actúen de querida es menor que la necesaria para la carga; en elmanera continua. Es equivocado perder tiempo para caso de empuje con tractor, la mototraílla abandona a

430

éste, que regresa al punto inicial de carga para comen- 6. En el caso de trabajar sobre roca, en previsión dezar de nuevo, generalmente con otra unidad del equipo. posibles cortes en los neumáticos, es preferible

cargar con la máquina en punto muerto aún a costaEn los recorridos de ida y vuelta es conveniente aprove- de obtener un mayor tiempo de carga.;har las máximas posibilidades de velocidad de estasmáquinas, manteniendo en buenas condiciones laspistas, incluso con máquinas auxiliares como son lasmotoniveladoras.

4.5. Sistemas de cargaEn los tramos en los que las mototraíllas van cargadasse aconseja que las pendientes máximas no sean Con un equipo de mototraíllas convencionales el acopla-superiores al 3 o 4%. miento entre empujador y mototraílla es fundamental;

por mucho que se le quiera pedir al equipo, éste noproducirá más que lo que el empujador puede hacer,cargar a las mototraíllas. Por esta razón, es necesario

4.3. Descarga disminuir al mínimo las maniobras del empujador quereducen el tiempo útil.

Una vez que la unidad llega al punto de vertido, eloperador levanta la compuerta de sector mediante el Para trabajar en distintos materiales se usan los siguien-balancín, y entra en acción el eyector, que avanza tes sistemas de carga, Fig. 16:dentro de la caja en el mismo sentido que la marchade la mototraílla, expulsando el material contenido enella por la parte delantera. a) Carga en línea

Mediante los cilindros de suspensión de la caja, eleván- El tractor sólo avanza en la calle en que se estádota o bajándola, se puede regular la altura de la capa cargando y son las mototraíllas las que se van colocan-formada por el material expulsado y aprovechando el do ante él. Se obtienen tiempos de maniobra de 0,3 minpropio peso de las mototraíllas se puede efectuar una y producciones muy altas. El tiempo del empujador escompactación previa de dicho material. mínimo pero el tajo queda irregular.

b) Carga en cadena

4.4. Recomendaciones para realizar la Difiere del anterior en que el tractor retrocede ligera-carga mente después de cada traílla cargada, lo suficiente

para que las traíllas comiencen a cargar donde terminóExisten una serie de normas generales, aplicables a la carga de la anterior. Se tiene un tiempo de maniobratodos los tipos de mototraíllas, que no deben olvidarse algo mayor (0,40 min), pero el tajo queda más regular,a la hora de trabajar con estas máquinas; quizás las con lo que se mejora el rendimiento.más importantes, por sus repercusiones económicas,son las que afectan a la carga. Las normas a seguirson: c) Cambio de línea

1. No escarificar a menos que sea imprescindible; el Se trabaja en calles paralelas y el empujador sólocorte queda más limpio si se arranca directamente avanza maniobrando, después de cada carga, cambian-con la mototraílla y se obtienen mejores cargas. do de calle. Los tiempos del empujador son mínimos en

sus maniobras (0,24 min), pero requiere una perfecta2. Mantener una profundidad de corte uniforme y organización para que el tajo vaya medianamente

pequeña que proporcione una buena pista de regular. Normalmente, presenta problemas al final deldesplazamiento a las máquinas. tajo.

3. Al terminar la carga, no levantar la caja con brus- d) Cambio en retrocesoquedad, con objeto de conseguir una salida máscómoda de la mototraílla. Es una variante del anterior, pero el empujador retroce-

de siempre a buscar a la traílla siguiente. El tiempo de4. Con mototraíllas autocargables seleccionar la veloci- maniobra se eleva a 0,50 min, pero el tajo es más

dad del elevador de forma que no se agolpe el limpio para las traillas.material ante la caja.

Con las mototraíllas autocargables, no existe el proble-5. Realizar la carga a favor de la pendiente para ma de acoplamiento entre el empujador y las traíllas;

ayudarse del propio peso del equipo; una inc:inación cada uno de ellos es un equipo equilibrado y autosufi-del 2-3% es suficiente; en las autocargables facilita ciente que actúa totalmente independiente del otro. Ala carga el realizarla en contra de la pendiente antes pesar de esto, conviene tener en cuenta las siguientesmencionada. consideraciones:

431

VENTAJAS INCONVENIENTES

1 - EN LINEA

Menor desgaste del - Tajo irregular.tren de rodaje del

b -"-"-- empujador.

2 - EN CADENA

a ---- t -Tajo más uniforme . - Más desgaste del tren derodaje del empujador.

b 42D�O - Más tiempo de maniobras.3 - CAMBIO DE LINEA EN AVANCE

- Menor desgaste . - Requiere una perfectaorganización.

------ --- - Menor tiempo de - Problemas de carga enmaniobras . los dos extremos del tajo.

4 - CAMBIO DE LINEA EN RETROCESO

/� - Tajo más limpio para - Más tiempo de maniobraslas traillas . Y mayor desgaste del tren 1 t

de rodaje que con cualquierotro sistema.

Figura 16.- Sistemas de carga de una mototrailla con empujador.

Están equipadas con un mecanismo elevador, de Como recomendaciones generales para realizar la cargaaccionamiento hidráulico, dotado de dos o más con mototraíllas "push-pulí" se deben seguir las siguien-velocidades de carga y una de descarga. tes:

La efectividad de la máquina puede resultar 14) Efectuar la carga en pendiente favorable, si ello esmuy alta, puesto que nunca existirán esperas, posible , como con cualquier otra mototraílla.como ocurre con las mototraíllas convenciona-les. 24) Disponer de una salida del tajo bien conservada,

para que los equipos puedan efectuar el "desen-Puede trabajar un número cualquiera de ellas , ya ganche", al mismo tiempo que aceleran rápida-que no existen problemas de acoplamiento con otras mente.unidades.

3Q) Efectuar la carga en calles paralelas y alternas,- Pueden utilizarse para completar flotas de mototraí- es decir, una sí y una no. Así, en la segunda¡las convencionales con materiales adecuados. pasada, el material de las calles no cargadas

anteriormente entrará más fácilmente en la caja,al estar cuarteado lateralmente y ofrecer menorEn el caso de trabajar con mototraíllas "push-pulí", éstas resistencia.

funcionan independientemente en todas las fases delciclo excepto en la carga . En dicha operación, la 49) Trabajar con tajos que tengan la debida longitud }mototraflla delantera entra en la zona de corte y comien- para que ambas mototraíllas puedan cargarseza a cargar con su propio esfuerzo; mientras tanto, la cumplidamente.segunda unidad tiene tiempo de alcanzarla y establecercontacto con la primera sobre la marcha. Entonces, la 54) Llevar poca profundidad de corte, máximo 15 cm,segunda empuja y la primera baja hidráulicamente el para que las mototraíllas mantengan el tajo lo másasa en forma de horquilla que coloca sobre el ganchosituado en el uniforme posible y puedan entrar y salir de la zonatope de la segunda.

de carga a toda velocidad.Tan pronto como la unidad delantera esté cargada, selevanta su caja y se inicia la carga de la segunda 62)' Después de entrar en contacto las dos mototraí-unidad con el tiro adicional de la delantera. Cuando esté ¡las, la que va delante debe bajar inmediatamenteya cargada, se levanta el asa que las mantenía unidas la horquilla para mantenerse alineada con lay cada una desarrolla el resto del ciclo independiente- delantera, y evitar deslizamientos del bloque demente. empuje.

432

5. Aplicaciones - Restauración de terrenos. Estas unidades se utilizangeneralmente en la remodelación y nivelado de los

Dado que las mototraíllas, al igual que los tractores de vertederos, así como en el extendido de la tierraorugas, realizan por si solas el arranque y el transporte vegetal y horizontes más superficiales.del material, se configuran -como unos equipos muy - Trabajos auxiliares. Otras funciones que desarrollanaplicables en el campo de materiales poco consolidados. las mototraíllas en las explotaciones mineras sonPor esta razón, en las explotaciones mineras se suelen las siguientes:utilizar en los siguientes trabajos: •Preparación de terrenos.- Movimiento de tierra vegetal. Las mototraíllas son •Construcción de pistas, balsas y canales.

ampliamente utilizadas en las actividades de retirada •Apilado y retirada de materiales, etc.selectiva de los horizontes de tierra vegetal, trans-porte y almacenamiento.

- Excavación de recubrimientos de estéril. En yaci-mientos en los cuales el material estéril que cubre 6. Consideraciones de selecciónel mineral está poco consolidado, estos equipospueden convertirse en unidades principales de A la hora de seleccionar una mototraílla existen unaproducción, trabajando conjuntamente con tractores serie de factores que hay que tener en cuenta, y quey sobre tajos con superficies ligeramente inclinadas son los siguientes:

CARGA DE TIERRA CARGA DEVEGETAL MINERAL

DESMONTEARRANQUE Y EMPU- " DE ESTERILJE CON TRACTOR

;�.,..,,..�..._ EXTENDIDO�� •\

rDE ESTERIL

EXTENDIDO DETIERRA VEGETAL

Figura 17.- Descubierta de carbón mediante tractores de orugas y mototraillas.

u horizontales. El estéril puede ser objeto de - Tipo de material.una preparación previa mediante ripado, - Resistencia a la rodadura de los firmes.Fig. 17. - Pendientes.

- Distancia de transporte.Extracción de minerales. Con algunos minerales - Coste de la operación y otros factores.blandos como fosfatos, arenas, arcillas, etc, lasmototraíllas pueden ser los equipos más eficaces A continuación, se analiza de qué manera incide cadapara la excavación y transporte. uno de estos factores en los diferentes equipos.

433

6.1. Tipo de material 6.4. Distancia de transporte

Las mototraíllas convencionales y de dos motores son El límite máximo se puede fijar para convencionales ylas que pueden cargar materiales más duros, llegando de doble tracción en los 1 .800-2.000 m, siendo sensible-hasta la roca escarificada, Fig. 18; la mayor tracción de mente más bajo para las autocargables, que no suelenlas de dos motores presenta el peligro del patinaje de superar los 800 m. En cuanto a las distancias mínimaslos neumáticos , más fácil durante la carga , lo cual requeridas para el uso de mototraíllas , puede decirseinfluye en los costes . que a partir de 150-200 m son utilizables las autocarga-

bles y el sistema "Push-Pull", precisándose 600-700 mcomo mínimo para las convencionales, Fig. 19.VOLADURA,

ROCAElCARIi1CAM

10rEZLAG {OE MEDRAY TIERRA

AUTOCARGA-BLES DE DOS CONVENC . OE 003 MOTORES YMOTORES PUSN-PULL

GRAVA Ne- ó � JJ jQ ¡Y

TIERRA O W1- 8 OQ yU

JCONVENCIONALES DE 1 MOTOR

InCONVENCIONAL AUTOCARGABLE OONVEMC. ►UGM-PULE 4 OUN MOTOR DOG MOTORES W f H

D: W

ZONA DE APLICACION ®MARGINAL2 Ú

AUTOCARGABLES OC UN MOTORlo [

Figura 18.- Aplicación de las mototraíllas según el tipo dematerial.

Las autocargables se pueden usar hasta el tamaño de0 200 aoo 600 ttoo Woo 1200 1500 taco

grava fina; de aquí en adelante , los impactos y desgas-DISTANCIA DE TRANSPORTE (m.)

tes del elevador, junto al patinaje de los neumáticos , Figura 19.-hacen dudosa su rentabilidad,

de la distancia de transporte y resistencia total ala rodadura.

La utilización del sistema "Push-Pulí" es aún más reduci-do, ya que su zona marginal comienza en la grava fina, Como estas máquinas tienen que competir con elsiendo el patinaje de los neumáticos , y su repercusión sistema de palas cargadoras y volquetes, en la Fig. 20en el coste, el factor determinante de su baja aplicación. se indican de otra forma las condiciones que se deben

dar para utilizar uno u otro equipo.La duración más prolongada de los neumáticos corres-ponde a las mototraíllas convencionales (entre 800 y 3.000horas , según el tipo de material); es algo menor en las dedoble tracción (500 a 2.700 horas), le sigue la de las 6.5. Economía de la operación y otrosautocargables (entre 600 y 2.500), y por último, la más factoresbaja es la del sistema "Push-Pule" (400-2.000 horas).

En este apartado se puede decir que el coste más alto,por lo que a carga se refiere, es el del sistema "Push-Pull",

6.2. Resistencia a la rodadura después el convencional, y el más bajo el de las autocar-gables. En transporte , son más caras las autocargables y

Según este factor, las mototraíllas de dos motores las más baratas son las convencionales, y, por lo quepueden ser utilizadas en las condiciones más des- respecta a la descarga, vuelven a ser las autocargables lasfavorables, hasta profundidades de 25-30 cm en la que presentan mayor facilidad, siendo similar el compor-huella de los neumáticos, muy superiores a las conven- tamiento de las restantes en este punto.cionales, que sólo soportan los 10-15 cm y a las auto-cargables, cuyo límite máximo es de 12 cm a causa del Con las mototraíllas "Push-Pull" hay que tener en cuentapeso adicional que supone el elevador, que se elimina el empleo de tractores como unidad de

empuje y, por lo tanto, se reduce el parque de ma-quinaria.

6.3. PendientesEn lo relativo a la disponibilidad mecánica, es obvio que

Por lo que respecta a pendientes, se puede hablar de son las mototraillas convencionales, por su sencillez, lasun 7% para las autocargables, un 8% para las conven- que mayor disponibilidad ofrecen, siendo muy similarescionales y hasta un 30% para las de doble tracción. los restantes tipos.

434

Volado Volquetes

1 Distancias largas> 600 m. Volquetes

Escarificado

Distancias cortas Mototraíllas de un solo motor600 m . Volquetes

1 MATERIAL

No Volado Distancias largas1.500 m Volquetes

EscavaciónIdadura

esistencia a la rodirecta de 20 kg/t a istancias cortas ototraíllas de un solo c

0 kg /t 1.500 m otor o autocargables enuen terreno y distancias1.000 m

Distancias largas> 2.000 m Volquetes

a 3encia a la ro-Resistencia

esist > 50 kg /t Distancias cortas ototraíllas de dos< 2.000 m olores

Figura 20.- Condiciones de aplicación de los volquetes y las mototraillas.

En cuanto al tamaño de los equipos, los costes de SITUACION Aproducción son menores para las unidades más gran Tierra blanda o mezcla de tierra (en porcentajes 80%-des. Para una producción dada , trabajar con equipos 20%) y con tamaños que no superen los 25 cm. Es elgrandes supone un ahorro en el coste del personal,menor número de unidades de empuje y proporcionan material típico de trabajo con mototraíllas y puedenuna mayor descongestión en la zona de trabajo. Por el utilizarse todos los tipos. El factor determinante es el

ciclocontrario , se requieren unidades de empuje de mayor las, etetcque depende de las distancias, de

potencia y un mayor mantenimiento de las pistas de pendientes, etc.transporte.

SITUACION BEn resumen , se puede afirmar que las mototraíllas El material es tierra con un contenido de piedra que noautocargables son las de aplicación más restri ngida supera el 30% y con dimensiones comprendidas entrepor tipo de material y por distancia de transporte, 25 40 cm.siendo las de dos motores las que ocupan la mayor yparte del campo de utilización; las convencionales Las mototraíllas autocargables no son ya rentables, peropueden trabajar con dificultades algo mayores que las se puede trabajar con las restantes ; las zonas quedanautocargables, mientras que las máquinas dotadas con delimitadas por las características del transporte al igual ilmecanismo "Push-Pull" pueden usarse en todas las que en el caso anterior.ocasiones en que son aplicables las de doble tracción 5y además en los casos en que es rentable elsistema "Push-Pull". SITUACION C

Corresponde a roca escarificada con riper de tresComo ejemplo de todo lo dicho, en los gráficos de dientes y con tamaños resultantes no mayores de 40la Fig. 21, elaborados por Finanzauto, S.A., cal- cm, y al caso de roca escarificada con riper de un soloculados para una zona de carga buena, con resisten- diente que produce tamaños que no superan los 60 cm.cia a la rodadura de 60 kg/t y coeficientes de Se pueden usar los mismos tipos que en el casotracción superiores a 0,5 para los neumáticos y a 0,7 anterior pero los límites de utilización se ven afectados,para las orugas de los tractores, las condiciones del además de por las características que influyen en elmaterial que corresponde a los tres escenarios ciclo de transporte, por los costes de operación en losestudiados son los siguientes: que los neumáticos tienen una incidencia muy fuerte.

435

+20

S +15

PALA

10 PUSH +10yVOLQUETE

PULL w VOLQUETE; +5 z +5 PUSH

á PULLL{¡

o AUTOCARGABLE EMPUJADA EMPUJADA

-5 -5

-10 -I

J-15 500 1000 1500 2000 2500 3000 -15500 1000 1500 2000 2500 3000

DISTANCIAS (m) DISTANCIAS (m)

+20

+15VOLQUETE

w +10 PUSH

z PULLWo +5Wa

oEMPUJADA

-5

-10

-15 500 1000 1500 2000 2500 3000DISTANCIAS (m)

Figura 21 .- Campos de aplicación de los diferentes tipos de mototraíllas y volquetes según tres escenarios de trabajo.

436

7. Tendencias y nuevos desarrollos

Las mototraíllas no han cambiado sustancialmente en sudiseño o tamaño máximo en los últimos años. Losdesarrollos o tendencias se' han centrado en la mejorade fiabilidad de los componentes , en la reducción de losniveles de ruido y en la disminución del consumo decombustible . También se ha hecho especial énfasis enla mejora en la eficiencia del servicio de mantenimiento.Las únicas innovaciones dignas de destacar son: lautilización en algunos modelos de mecanismos deelevación de velocidad variable, y las pruebas con un"auger" vertical para sustituir a los elevadores conven-cionales . Este dispositivo presenta, aparentemente, lassiguientes ventajas: '- Se reduce 'el nivel de polvo.- Disminuyen los choques durante la carga. Figura 22 .- Mototra i i l a con un auger doble (WOTCO).

- Mejora la capacidad, ySe requiere menor habilidad del operador. Otra de las últimas innovaciones es la utilización de

transmisiones automáticas controladas por microproce-Puede disponerse de mayor potencia en la carga y sador, que simplifican el trabajo del operador , mientrasreducirse así el tiempo destinado a dicha operación y el se incrementa la productividad , pues éste puede con-desgaste de los neumáticos . La última configuración centrarse más adecuadamente en la conducción delempleada es la de un "auger" doble , Fig. 22. equipo, la carga y el extendido del material.

8. Bibliografía

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437

CAPITULO XVII

Plantas móviles de trituración

1. Introducción Existen situaciones intermedias entre la descrita y lossistemas totalmente discontínuos, como es el caso del

En el conjunto de operaciones que constituyen el ciclo transpo rte mixto, con volquetes hasta la planta debásico de una explotación a cielo abie rto, el transporte trituración y, desde ese punto , con cintas hasta laha incrementado progresivamente su peso específico en escombrera o parque.el coste de operación , especialmente a part ir de las

La utilización de grandes diámetros de perforación,crisis energéticas , Fig. 1.especialmente en la gran minería a cielo abie rto.produce una granulometría del producto volado que noes admisible para la descarga directa sobre las cintas;

w de ahí la necesidad del proceso de conminución inter-p COSTES DE ARRANQUE Y CARGA medio.

Las primeras plantas móviles de trituración se desarro-llaron en Alemania en los años 50 , destinadas a las

050- explotaciones de caliza de las fábricas de cemento.

COSTES DE TRANSPORTE La aparición de las crisis de la energía y de materias° primas han motivado el resurgimiento de las trituradoras

móviles y semimóviles , estimándose una cifra de 150o unidades instaladas desde 1956 a 1988.

1970 1975 1980 1985 1990 1995AÑO

Figura 1.- Evolución de los costes de transpo rte. Las ventajas derivadas del empleo de estas ins-talaciones son:

Tradicionalmente , se ha utilizado el sistema de ex- - La energía consumida en el transpo rte es eléctricaplotación discontinuo o cíclico, constituido por las en lugar de gasoil , y el consumo energético essiguientes procesos : perforación , voladura , carga, menor, ya que las cintas tienen un rendimientotransporte con volquetes y vertido en la escombrera o energético más elevado que los volquetes.trituradora primaria.

- La capacidad del sistema es independiente de laEste sistema tiene los siguientes inconvenientes : distancia de transporte.- Muy sensible a la inflación.

Las longitudes de transpo rte son menores debido a- Intenso consumo de combustible. que las cintas son capaces de remontar pendientes- Bajo rendimiento energético por tonelada transpor- más elevadas.

tada.- Disminuyen los costes de construcción y trabajos de

Elevada demanda de mano de obra. mantenimiento de las pistas de transpo rte.Incremento exponencial de los costes a medida queaumenta la ' profundidad de extracción . - El proceso operativo está más automatizado , requi-

riéndose una menor supervisión.Para solventar estos problemas se han desarrollado enlas dos últimas décadas sistemas de explotación en - Se reducen las necesidades de mano de obra.rocas duras con transporte continuo , que están básica-mente constituídos , Fig. 2, por las siguientes operacio-nes: Por el contrario , los principales inconvenientes del

sistema son:- Perforación.- Voladura . . - Requiere inversiones mayores que en el sistema

convencional.- Carga con excavadora o con pala de ruedas.

- Poca versatilidad para variar la producción.- Trituración en instalación móvil.

- Transporte con cintas . - Se precisa de un factor de cobertura elevado parael transporte.

- Apilado en escombrera o parque de mineral.

Durante los últimos dos años, se han construido oproyectado importantes plantas móviles y semimóvilesde trituración , siendo dignas de mención por su tamañola instalación de Highland Valley Copper en BritishColumbia (Canadá), que con una trituradora doble tieneuna capacidad de 12.000 Uh, la planta de la Kennecott

Figura 2.- Sistema de transporte cort...uo. Utah Copper Division, Birgham Canyon (Estados Un¡-

439

dos), con 900 tlh de capacidad , la trituradora para la A continuación , se hace una breve descripción de cadamina de oro de la Round Mountain Gold Corpís, Smoky una de ellas.Valley ( Estados Unidos), con 6 .000 Vh , la instalaciónpara la mina de cobre de Chuquicamata (Chile), con9.500 t/h, la de La Escondida (Chile), también explo-tación de cobre con 5 .000 Vh , así como la planta 2.1. Móvilessemimóvil para la mina de oro-cobre Panguna de laBouganville Copper Ltd., en Papúa (Nueva Guinea). Las trituradoras móviles son unidades que están equi-

La mayoría de los equipos están diseñados o conspadas con un sistema integral de transpo rte, Fig. 3.

truídos por empresas alemanas , debido fundamental-mente a que fueron las primeras en considerar latrituración dentro de las explotaciones . Las compañíasque dominan este sector son Krupp Industrie Technik.O&K (Orenstein and Koppel ), y PHB - Weserhü tte, ahoraperteneciente a O&K. Existen otros fabricantes en elmercado , pero su penetración es aún pequeña . Figura 3 .- Trituradora movd.

Debido a su gran maniobrabilidad pueden ubicarse enlas proximidades de la pila de material y ser alimen-

2. Tipos de unidades tadas directamente por las unidades de carga, por loque es el único sistema que elimina totalmente el

Las instalaciones de trituración aplicables en minería a empleo de volquetes- La frecuencia de recolocación de

cielo abierto pueden clasificarse en: la unidad depende de los cambios de posicionamiento,de la máquina de carga, produciéndose de manera casi

Móviles . continua y precisándose un sistema de cintas muySemimóviles . flexible o móvil . Este último suele estar formado por losSemiestacionarias . siguientes elementos : puente cinta o carro cinta, cintas

- Estacionarias . ripables de banco y cinta general de transpo rte.

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Foto 1.- Instalación móvil de trituración y transpo rt e en una pequeña cantera (IOKOTRACK).

440

2.2. Semimóviles mente, Fig. 4. Estas unidades necesitan más tiempo ensu recolocación, de 2 a 3 días, y no suelen ser coloca-

Las machacadoras semimóviles no disponen de un das cerca de los frentes de carga, especialmente si sesistema integrado de movimiento, por lo que requieren emplean voladuras en la fragmentación de las rocas,la utilización de equipos especiales para efectuar los ya que se combinan, generalmente, con sistemas dedesplazamientos. Con el fin de disminuir el peso de las transporte intermedios con volquetes, de manera queunidades, este tipo de instalaciones se construyen en éstos operen en pequeñas distancias, normalmentedos o tres módulos, que se trasladan independiente- inferiores a 500 m y en horizontal.

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Figura 4.- Trituradora semimóvil modular y carro transportador de orugas.

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Foto 2.- Trituradora semimóvil en un nuevo emplazamiento de la explotación de Lignitos de Meirama.

441

2.3. Semiestacionarias

Las plantas semiestacionarias son de mayor tamaño ypeso que las semimóviles, precisándose para su nuevaubicación el desmantelamiento de la instalación , eltranspo rte de los distintos componentes y el montaje ensu nueva posición , Fig. S. Por otro lado, la preparacióndel emplazamiento de la instalación requiere un con- u~ "UNOsiderable movimiento de tierras y una impo rtante obra ` -�civil. `

El tiempo de recolocación de la machacadora es )--r.grande , del orden de varias semanas , por lo quepuede afectar de manera apreciable a la producción.La frecuencia de cambios de estas plantas seplanifica para efectuarlos cada 3 ó 4 años . Se combi-nan, al igual que en el caso anterior , con el trans-po rte con volquetes , capaz de acomodarse a lasrelativamente grandes distancias entre los frentes decarga y la trituradora.

Figura 6.- Trituradora estacionaria.

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Figura S.- Trituradora semiestacionaria.

2.4. Estacionarias

Las plantas estacionarias, Fig. 6, permanecen fijas a lolargo de la vida de la mina y , por lo tanto , se localizanlo más cerca posible del centro de gravedad de lasmasas a explotar y , si es posible , por debajo de ellas -para minimizar el transpo rte ascendente con los camio-nes.

Desde estas trituradoras primarias se alimenta,generalmente , a la planta de tratamiento , y es porello por lo que este sistema se utiliza normalmente Foto 3- Trituradora primaria dentro de la explotación,con el mineral . Mina de Alquile.

442

En la Tabla 1 se resumen las características básicasde las diferentes unidades de trituración.

TABLA 1

CARACTERISTICAS TIPO DE INSTALACION

GRADO DE ESTACIONARIA MOVIL SEMIESTACIONARIAMOVILIDAD O SEMIMOVIL

EMPLAZAMIENTO En el fondo de la Próximo al frente de En una zona apropiadacorta o fuera de la excavación de la explotaciónexplotación

AREA DE Para una o varias Para un frente de Para varios frentesUTILIZACION cortas excavación de trabajo

ALIMENTACION • Volquetes • Excavadoras de • Volquetescables ehidráulicas

• Volquetes• Palas cargadoras• Dragalinas• Tractores

CAPACIDAD 6.000 - 9.000 < 3.000 6.000 - 9.000TEORICA (t/h)

Las plantas semimóviles, frente a las móviles, presentan Las plantas de tipo móvil presentan la ventaja delas siguientes ventajas : eliminar totalmente el empleo de volquetes y en deter-

minadas condiciones resulta la alternativa más rentable.- Mayor flexibilidad de las operaciones debido al

trabajo combinado con volquetes.

- Menor incidencia sobre la producción de la triturado-ra por las averías de la unidad de carga.

3. Características generales y de di-- Mayor disponibilidad mecánica al prescindir de un senode traslación que debe actuar de forma

continua .Los elementos que constituyen una planta móvil o

- Menor longitud de cinta instalada y, por tanto , menor semimóvil de trituración , Fig. 7, son:inversión inicial.

1. Tolva de alimentación- Menores tiempos muertos por ripados de cinta. 2. Sistema de trituración- Menor necesidad de frentes de trabajo largos y 2.1. Alimentador

continuos. 2.2. Trituradora- Menor riesgo del conjunto trituradora-cintas ante la

realización de voladuras 2.3. Elemento de evacuación del producto.

- Mayor facilidad de cambios de posición por la cons- 3. Instalaciones auxiliares

trucción modular. 4. Chasis y superestructura

- Posibilidad de utilizar el sistema de traslación en 5. Sistema de traslaciónotras tareas auxiliares dentro de la explotación.

Seguidamente, se describen las funciones que realizan- Capacidad de efectuar mezclas de minerales dentro los diferentes elementos de estas instalaciones y los

de la mina. criterios de diseño de los mismos.

443

3

2.1

4 2.2

2.3

Figura 7.- Componentes principales de una planta movil de tr i turac ion.

3.1. Tolva de alimentación La tendencia , desde hace algunos años, es quetengan, la posibilidad de realizar un precribado, con

La tolva receptora tiene las siguientes funciones : regular objeto de aumentar la capacidad total de la insta-las fluctuaciones de producción de la unidad de carga, lación y reducir el consumo de energía y de materia-proteger de impactos el sistema de alimentación y les de desgaste.reducir los tiempos de trabajo en vacío.

Las dimensiones de las tolvas dependen del tamaño del 3.2 . 2. Trituradoraequipo que descarga sobre ellas, volquete , excavadora opala, siguiéndose la recomendación general de que El mate ri al rocoso debe fragmentarse hasta un tamañotengan, al menos, de 2 a 3 veces la capacidad de éstos . apto para el transpo rte por cinta . Se recomienda una

granulometría media entre 113 y 114 del ancho debanda , con una dimensión máxima de 300 mm.

3.2. Sistemas de trituración y evacuaciónLos factores que influyen en la selección del equipo o

Está constituido por el alimentador, la unidad de tritura- sistema de trituración son:ción y el equipo de evacuación del producto . - Granulometría de entrada.

- Granulometría de salida.3.2.1. Alimentador - Dureza del mate ri al.

El alimentador del sistema tiene como finalidad propor- - Abrasividad.cionar un flujo uniforme de material a la trituradora . - Humedad.

Los sistemas disponibles y grado de utilización o - Plasticidad.equipos que lo montan en las plantas en operación son - Capacidad de producción.los que se indican en la Tabla II.

Los mecanismos básicos de rotura utilizados en latrituración se basan en los siguientes principios:

TABLA II- Compresión lenta . A este grupo pertenecen las

trituradoras de mandíbulas , de simple o dobleSISTEMA EQUIPOS (%) efecto, y las giratorias.

- Compresión con choques . Machacadora de doblePlacas 80 cilindro dentado y cilindro con mandíbula cóncava.

Cinta 14 - Percusión : Machacadora de martillos articulada y

Descarga directa 4 molinos de percusión.

Racletas 2En la Tabla III se indican los criterios de selección delas machacadoras.

444

TABLA III

RESISTENCIA TAMAÑO RELACIÓN CONTENIDO HUMEDADCAPACIDAD DEL EN CON 20%TIPO DE MACHACADORA (t/h) MATERIAL ADMISIÓN RED`C;IÓN SÍLICE ARCILLA

(MPa) (%) (% H=O)

TRITURADORA ALIMENTADOR 3.000 > 100 1 .200 1 . 5 10 < 15

RODILLOS 4.000 < 120 1.800 1 : 7 > 25

IMPACTOS 4.000 > 300 2.500 1 : 50 10 < 15

MANDIBULAS 3.000 > 500 2.000 1 : 6 < 5

GIRATORIA 8.000 > 500 2.500 1 : 6 < 5

En la Tabla IV se especifican los tipos de material ade-cuados para ser tratados por cada tipo de machacadora.

TABLA IV

TIPO DE MACHACADORA TIPO DE MATERIAL

TRITURADORA ALIMENTADOR"FEEDER-BREAKER" Carbón, bauxita, sal, margas y pizarras.

RODILLOS Margas, pizarras, carbón, bauxita, sal ycalizas.

IMPACTOS Areniscas, calizas, bauxita, margas y carbón.

MANDIBULAS Basaltos, granitos, grauwacas, areniscas ymargas.

GIRATORIA Basaltos, granitos, grauwacas y cuarcitas.

La mayoría de las plantas construidas recientemente La configuración más utilizada es la de cinta giratoria,utilizan trituradoras giratorias capaces de tratar grandes ya que con ella se puede modificar el punto de descar-tonelajes de rocas duras. De las 16 instalaciones ga, variando los ángulos según la horizontal y la vertical,existentes con más de 3.500 t/h de capacidad, 11 son y aumentar así la flexibilidad del sistema.giratorias de las clases 54/75, 60/89, ó 60/109 pulgadas.La mayor planta semimóvil en el mundo usando una Este dispositivo posibilita, además, pequeños desplaza-machacadora de mandíbulas con 6.000 t/h de capa- mientos de la planta sin tener que efectuar modificacio-cidad, y de 2.100 por 1.500 mm de abertura, es la de nes en el circuito general de cintas.la mina de hierro de Mt. Newman Mining Co., enAustralia. Sin embargo, para carbón y para estéril de La entrega del material triturado puede hacerse a una }recubrimiento blando, las trituradoras de rodillos tienen cinta fija, a una cinta ripable o a un carro cinta.cada día mayor aplicación, siendo de esperar en unfuturo próximo un uso más intensivo.

3.3. Instalaciones auxiliares

3.2.3. Equipo de evacuación del producto Los equipos auxiliares son aquellos con los que seconsigue aumentar la capacidad de producción y

Los equipos comúnmente utilizados son las cintas (75%) disponibilidad de las instalaciones. Los principalesy los transportadores de placas (25%). elementos son:

A 4 C

A) Precribador 3.4. Chasis

Elimina los tamaños finos , incrementando la producción El chasis que sopo rta la instalación debe resistir lasde la machacadora . Es adecuado cuando el material es tensiones generadas durante el proceso de conminuciónrelativamente blando , absorbe agua o la cantidad de y transmitir dichos esfue rzos al terreno, sin menoscabofracciones menores en la alimentación es elevada . de la estabilidad de la planta.

Durante la operación de trituración se generan esfuerzosB) Grúa estáticos y dinámicos que dependen de la carga muerta

y viva, esfuerzos laterales y cargas térmicas . El diseñoSirve para facilitar el mantenimiento , el montaje de la mediante el análisis por elementos finitos, junto con elplanta e incluso eliminar los atascos en ésta . Debe tener estudio dinámico y de tensiones permiten determinar lascapacidad suficiente para elevar el componente más características de vibración de las plantas.pesado de la machacadora.

La configuración de la estructura metálica debe aguantarlas cargas dinámicas sin una vibración excesiva, y con

C) Martillo hidráulico un peso mínimo para facilitar el transporte de la unidad

Posibilita el troceo de bloques dentro de la machacadoray disminuir el precio de adquisición.

o en la tolva , Fig. 8, y su empleo aumenta signifitiva-mente el grado de utilización de las instalaciones alsolventar rápidamente los atascos . 3.5. Sistema de traslación

El sistema de traslación es otro de los componentes demayor importancia, ya que es el que permite efectúarlos cambios de emplazamiento dentro de la explotación.

En la elección del tipo de mecanismo hay que tener encuenta los siguientes condicionantes:- Peso total de la instalación.- Frecuencia de cambios de ubicación.- Capacidad para remontar pendientes.- Condiciones del terreno en el lugar de trabajo.- Velocidad necesaria de desplazamiento.- Precio del sistema.

Los dispositivos de traslación que normalmente seutilizan son: vías, orugas, neumáticos y patines hidráuli-cos. A continuación , se describen las característicasgenerales de cada uno de ellos.

3.5.1. Transporte sobre vías

Es un sistema poco utilizado en la actualidad , Fig. 9, ya }i.� CO) que requiere que el frente se mantenga en una sola

Figura 8.- Elementos auxiliares , grúa y martillo hidráulico . en una dirección y sentido, y que la pendiente del terreno sea

planta semimóvil de trituración. menor del 3%. Este tipo de plantas no son autopropul-sadas y para su desplazamiento se precisan dispositivos

D) Grupo de arranque bajo cargade tracción.

Es un sistema rígido que no permite movimientosAyuda a resolver pequeños atascos. transversales y obliga a que los cambios de posición

sean realizados a corta distancia y lentamente.

E) Sistemas de cierre 3 . 5.2. Transpo rte sobre orugas

Con ellos se evitan emisiones de polvo y ruido hacia el La utilización de este sistema ha sido muy profusaexterior. debido a sus numerosas ventajas, Fig. 10:

446

O O

Figura 9 .- Sistema de traslaaon sobre vias.

- Posibilidad de disponer integralmente de un trans-porte continuo. a

- Alta velocidad de desplazamiento (5 a 8 m/min).

- Baja potencia de accionamiento , si se compara conotros sistemas. ib

- Robustez , seguridad y resistencia , que lo hacen A !apropiado para el servicio permanente. ♦ ` + - �` - -

- Adecuado en terrenos difíciles con bajas capaci- ddades de sustentación.

- Buena adaptación a las irregularidades del terreno. Figura 11.- Sistema de orugas longitudinales.

- Capacidad de remontar pendientes de hasta el 10%. B) Orugas transversales

Para la explotación de frente largo se han desarrolladolos sistemas de traslación transversales , consiguiéndoseque los cambios de posición se efectúen con simplesdesplazamientos paralelos al frente , Fig. 12.

r -p

Figura 10.- Sistema de traslación sobre orugas. bd

Existen tres variantes , las dos primeras para plantas -móviles y la tercera para plantas semimóviles.- Orugas longitudinales.

- Orugas transversales. C- Carro transportador.

Figura 12.- Sistema de orugas transversales..

C) Carro transpo rtador

A) Orugas longitudinales El transportador de orugas , como unidad independiente,es empleado en los cambios de ubicación de la macha-

Los primeros diseños datan de 1954 y su principal cadora, pudiéndolo hacer longitudinal o transversalmente,inconveniente consiste en que cada nueva posición de Fig. 13. Además, este equipo puede utilizarse en otrosla máquina obliga a una maniobra de ésta, describiendo cometidos dentro de las minas: traslado de cabezasun trazado con curvas, Fig. 11. motrices, ripado de cintas, etc.

447

............. .

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Figura 13.- Colocación del carro transportador bajo una instalación semimóvil.

3.5.3. Transpo rte sobre neumáticos El tren de rodaje puede ir incorporado a la unidad enlas machacadoras móviles o formar parte de un carro

El sistema de traslación sobre neumáticos se utiliza transpo rtador para las unidades semimóviles.cuando la unidad debe trasladarse a grandes distanciasen un corto periodo de tiempo.

3.5.4. Patines hidráulicosLos neumáticos disponen de transmisión independiente,posibilitando los movimientos en cualquier dirección y Esta configuración consta de una placa de apoyo unidadisponiendo de un sistema hidráulico de suspensión que mediante cilindros verticales de elevación al bastidor, yasegura el contacto de todas las ruedas con el terreno, cilindros hidráulicos horizontales para el movimiento deaunque éste sea accidentado, Fig. 14. avance, Fig. 16. }

El accionamiento del patín es como se expone acontinuación:

14) Los cilindros horizontales adelantan la placa de0 paso anteriormente levantada.XY:` ""%►'"s° "':w=is 24) Los cilindros verticales elevan la instalación.

Figura 14.- Detalle de la suspensión del tren de rodaje sobre 34) Los cilindros horizontales desplazan la instalaciónneumáticos , un paso más en la dirección deseada.

Como la superficie de contacto de los neumáticos es 49) Los cilindros verticales descienden la instalaciónpequeña, cuando la planta está en operación se utilizan apoyándola sobre el terreno, alzando posteriormenteunos gatos o calzos de apoyo adicionales, con el fín de la placa de paso.disminuir la presión sobre el terreno.

El sistema permite ocho direcciones de movimiento eLa velocidad de desplazamiento es del orden de 12 incluso la rotación, alcanzándose una velocidad mediam/min y la pendiente remontable del 10%. de 0,7 a 1,5 m/min y una inclinación máxima remontable

del 10%.

Las ventajas que posee este sistema son:

- Menores costes de inversión que en los sistemas deorugas y neumáticos.

O O- Durante la operación el mecanismo no está sorne-

Figura 15.- Planta con sistema de traslación sobre neumat cos. tido a cargas.

448

Es adecuado para unidades de más de 1.500 t depeso.

Figura 17.- Unidad móvil con sistema de traslación por patínhidráulico.

Como resumen , indicar que actualmente los dispositivosde traslación utilizados en las unidades en servicio sereparten de la siguiente manera:

- Orugas .................... 43%0

Patines .................... 45%

Neumáticos ................. 11%

Vías ..................... 1%

A continuación , se indican , en las Tablas V y VI, lasFigura 16.- Movimientos realizados por el patín hidráulico para características principales de los sistemas de traslación

el traslado de la planta . para las plantas móviles y semimóviles.

TABLA VPlantas móviles

SISTEMAS DE TRASLACION DE DIRECCION VELOCIDAD TIEMPO PRESION SOBRE PESO EN PENDIENTEMACHACADORAS MOVILES MOVIMIEN- DESPLAZ. DESPLAZ. EL SUELO OPERACION MAXIMA

TOS (Mm) (1) (Wcm) (t) (9G)

RUEDAS 400-800 Minutos 50-100 300 .600 < 12

EiSE?PATINES HIDRAUUCOS 40-100 Horas 20-50 500-1 .200 < 10

ORUGAS -300 Minutos 10.15 100-600 < 10

VIAS - - 1.000 Minutos - < 3

449

TABLA VIPlantas semimóviles

SISTEMAS DE TRASLACION DE DIRECCION VELOCIDAD TIEMPO PRESION SOBRE PESO EN PENDIENTEMACHACADORAS MOVILES MOVIMIEN- DESPLAZ . DESPLAZ. EL SUELO OPERACION MAXIMA

TOS (m/h) (/) (Nkmr) (t) (%)

PATINES HIDRAULICOS60 - 100 Días máx . 50 1.000 >5

ADAPTADOS

TRANSPORTADORES DE Sta ff0 -400 Horas máx. 60 1.200 > 10

RUEDAS

TRANSPORTADORES DE100 - 200 Días máx . 20 1-000 >5

ORUGAS

4. Aplicaciones ción total. La producción del sistema es función directadel rendimiento máximo de la excavadora, pudiéndo ser

En este apartado se estudian las aplicaciones de los necesaria más de una unidad para conseguir la produc-de trituradoras móviles y semimóviles. ción prevista.tipos

Los equipos mineros que constituyen este sistema de4.1. Trituradoras móviles trabajo, Fig. 18, son los siguientes:

Estas plantas pueden ser alimentadas mediante excava- - Excavadora.doras, de. cables o hidráulicas, y por palas de ruedas. - Trituradora móvil con cinta de descarga giratoria.

El sistema excavadora-trituradora móvil constituye la - Carro cinta.solución óptima, ya que permite un grado de electrifica- - Cinta ripable de tajo.

.oouLO EJJ ■EXCAVADORANIORAULICA 1

1 1 T��7

/ TRITURAO011Av WOVIL

EXCAVADORA TRITUIIA0011A MOVILNIORAULICA

I ♦ MODULO 1

1

1 F�--JJ •

♦\ �` 3 2 • CARNO CINTA

CINTA RIPARLE CARRO TOLVA

Figura 18.- Sistema de trabajo Trituradora móvil-Excavadora.

450

Para disminuir los movimientos de los equipos pueden - Es posible una prehomogenización de materialesutilizarse tractores para empujar y aproximar el es- dentro de la mina.combro, pero de esta forma se produce un incrementode los costes que sólo se justifica cuando por razones - La producción se ve menos influenciada por la dis-ambientales no es posible fa ejecución de voladuras y ponibilidad mecánica de dichas máquinas al emplearla roca puede ser ripada . varias unidades de carga.

Como puede observarse en la figura 18, al disponer de - El sistema se ve menos afectado por las voladuras.un carro -cinta y jugando con la colocación relativa de latrituradora , es posible llevar a cabo la explotación dedos módulos , cuya anchura total alcanza los 93 m enese caso , antes de proceder al ripado de la cinta de 4.2 . Trituradoras semimóvilestajo.

Cuando se emplean trituradoras semimóviles , Fig. 20, laOtra alternativa interesante al sistema anterior es la localización de éstas se decide en función de los si-constituida por palas cargadoras de gran capacidad , que guientes parámetros:se utilizan en este caso como elementos de carga y detransporte hasta la tolva de las plantas . - Centro de gravedad de las zonas de trabajo.

El sistema de trabajo esta formado por una o más palas - Combinación óptima de los circuitos de transpo rtede ruedas , una trituradora móvil con cinta giratoria, y en distancia y pendiente.una cinta ripable, Fig. 19.

AVANCE eo.QW IAVANCE GENERAL DEL TAJODE LA EXPLOTACIONr TRRVRAOOR4I )

....

...0 SOa....

....-... . •l� •I#- CINTA PRIN CIPAL 40OM tPRODUCCMN SEMANAL

'1i f• i

50M. CARRO CINTA OCINTA RIPASLE

DISTANCIA MEDIA OIETANCIA OE ` • i . DESPLAZAMIENTO CEDE TRANSPORTE 1 SEGURIDAD A LA TRITURADORADE LAS PALAS LA VOL~ EN UN DIA

TSa NX1 w.SIDa

L

PLANTA DE TRITURACION

sSOAOO

TRITURADORA nSOAOO i. 1

Figura 19.- Sistema de operación Trituradora móvil-Pala de I00A00 1ruedas. PROOUCCION SEMANAL

Figura 20.- Diseño de explotación con trituradoras semimóviles ydisposición relativa de tajos.

Este diseño permite posicionar la unidad de trituracic^a una distancia máxima de unos 100 m del frente cecarga, teniendo así las siguientes ventajas: El sistema está formado por los siguientes equipos:

- La planta tiene que cambiar de posición cada - - Unidades de carga.ó 2 días, no necesitándose un sistema de despia - Volquetes.zamiento tan rápido y tan costoso de inversión.la mayoría de los casos se utilizan patines r_ - Trituradoras semimóviles con cintas giratorias ydráulicos. sistemas de traslación.

- Se puede eliminar el carro cinta. - Cintas ripables o fijas.

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Figura 21 .- Planta semimovil ubicada dentro de la explotacion.

4. '•t ` I

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Foto 4.- Trituradora semimóvil (KRUPP).ii4

452

La posición de la instalación requiere un estudio deta -¡lado que es preciso realizar periódicamente paradeterminar cuándo es necesario un traslado de la �aqsmisma , resultando para ello de mucha utilidad losprogramas de simulación de transport e.

Por otro lado , es muy import ante que el circuito detransporte se modifique lo menos posible, aprovechandolos paramentos de la explotación que lleguen a situaciónfinal y procediendo a la prolongación parcial del circuito Figura 22.- Explotación con trituradora móvil en un yacimiento

de cintas . horizontal de poca potencia.

El emplazamiento adecuado de la instalación permite carga , incluso en niveles diferentes, siendo deseablereducir considerablemente el consumo de combustible una mezcla de los distintos materiales antes de sude los volquetes y aumentar el rendimiento de trans - entrada a la planta de tratamiento.port e de éstos , ya que es posible realizar dicha opera-ción en condiciones muy favorables de pendiente. En este caso, en general , no son interesantes las

instalaciones móviles de trituración , ya que se requeriríaun gran número de éstas y un complejo sistema decintas con cabeza avanzable y circuitos de estéril,mineral y mixtos. En este tipo de yacimientos es másinteresante la instalación de grandes unidades semi-

5. Consideraciones de selección móviles o semiestacionarias , Fig. 20, en puntos elegidosestratégicamente , que son alimentadas por una flota

La selección del tipo de instalación , móvil o semimóvil, optimizada de volquetes. El equipo de trituración sóloconstituye uno de los puntos críticos de un proyecto , precisa ser cambiado de posición cada 2 6 3 años y eldebido a la gran cantidad de variables que intervienen . sistema de cintas es relativamente sencillo . Este tipo deEs necesaria la creación de un equipo multidisciplinar instalaciones se está utilizando actualmente en laspara su selección , que tenga en cuenta los siguientes grandes explotaciones mineras de cobre : Binghampuntos : Canyon, Lornex , Chuquicamata, etc.

- Geología del yacimiento.- Características geomecánicas de las rocas.

5.2. Características del material- Producción requerida .- Granulometría de entrada y de salida . Las características del material que debe ser manipulado- Condiciones generales de la operación. influyen en la selección del tipo de trituradora. Las

propiedades más importantes a tener en cuenta son:- Vida del proyecto. - Composición mineralógica.

- Tamaño y forma del grano.

5.1. Geología del yacimientoResistencia a la compresión y tracción.

- Dureza.En depósitos tabulares de potencia suficiente , poco - Abrasividad.afectados tectónicamente , homogéneos y poco in-clinados, la producción puede concentrarse en uno o - Humedad.vados tajos y transpo rtarse hasta su punto de destino : - Porosidad, yescombrera o planta de tratamiento . Este tipo deyacimientos es, generalmente , de o ri gen sedimentario : - Tendencia a la formación de lajas.carbón, bauxita, fosfato , etc. Cuando la distancia detransporte es relativamente grande , el mejor sistema es Estos factores han de estudiarse -no sólo de formael formado , Fig. 22 , por: individual , sino también combinada . Además de influir en- Trituradora móvil. la selección de los componentes pri ncipales, pueden

- Carro cinta.aconsejar determinados equipos auxiliares, como son:

.- Aspersores

Cintas ripables y fijas.de agua.

- Unidades antipolvo.- Apilador. - Equipos de secado, etc.Si el depósito es irregular , de forma diseminada ofiloniana , altamente tectonizado y de gran profundidad , En la Tabla VII puede verse un esquema de selecciónes necesario el trabajo simultáneo de varios equipos de del sistema de trituración.

TABLA VIIAplicación de los diferentes tipos de trituradoras

RESISTENCIA RELACION DECARACTERISTICAS ALA TRITURACION ABRASIVIDAD HUMEDAD

MATERIAL COMPRESION

' 0 0TIPO TRITURADORA m ,n o o m

M o A $ SE >EC2 Q m Q Ñ 1L �L

Trituradora de mandíbulas-Simple efecto • • Q • O O O • O 0 • O O

Trituradora de mandíbulas -Doble efecto Q • • • O O O • • • • O 0

Trituradora de cono Q • • • O O O • 0 0 s Q 0

Trituradora de rodillos • Q 0 0 0 0 0 • Q 0 0 0 0

Trituradora de martillos con eje simple • • O • 0 Q 0 la Q 0 • Q 0

Trituradora de martillos con rejilla de descarga • • Q • • • Q • O O O O O

Trituradora de martil los con eje doble • • • • • O O • Q O • • Q

Trituradora de martillos con rejilla de descarga • • Q • • • Q • O O • Q O

Trituradora de impacto con eje simple • • • • • Q 0 • O 0 • Q 0

Trituradora de impacto con rejilla de descarga • • Q • • • Q • Q 0 • Q 0

Trituradora de impacto con eje doble • O • O • • Q • O 0 0 • 0

Trituradora de impacto con rejilla de descarga • • Q • • • • • Q O•

Q O

• Más aconsejable Q Aconsejable O No aconsejable

5.3. Capacidad requerida , granulometría de 5.4.1. Tipo de máquina de cargaentrega y salida

La selección del equipo de carga, excavadora o pala deLa producción necesaria y la relación de reducción entre ruedas, influye en el tipo de machacadora a emplear.el tamaño de entrada y el de salida permiten preselec-cionar el tipo de machacadora, pero, además, con los En lo relativo a las excavadoras, éstas ofrecen lastamaños de alimentación esperados es posible estudiar siguientes ventajas:la conveniencia de un sistema de precribado, siendo de - Vida operativa dilatada.utilidad para esto los modelos de simulación de lafragmentación por voladuras. - Altura de descarga elevada.

- Bajo coste de operación.

5.4. Condiciones generales de operación - Capacidad de arranque en diferentes tipos de roca,y

Los aspectos a tener en cuenta son: - Ciclo de carga corto.- El tipo de máquina de carga.- Las condiciones ambientales, y Las palas de ruedas, en relación con las excavadoras,- Las características del terreno. se caracterizan por su:

- Alta velocidad de desplazamiento.Dentro de este último apartado se considera no sólo la - Gran versatilidad.capacidad portante de los mate ri ales , sino incluso laconfiguración geométrica de la explotación. - Ciclos más largos que las excavadoras.

- Posibilidad de hacer el transporte a distancias 5.5. Vida operativacortas.

La duración del proyecto influye decisivamente en laevaluación económica del mismo, principalmente en la

5.4.2. Condiciones ambientales y características inversión de aquel sistema que proporcione un coste dedel terreno operación mínimo, siendo conveniente realizar un

análisis de sensibilidad de las diferentes variables queLos factores ambientales que hay que tener en cuenta intervienen.son:- Temperatura.- Pluviometría.- Humedad. 6 . Tendencias y nuevos desarrollos- Capacidades po rtantes de los terrenos.

Las tendencias de aplicación y avances en el diseño seEste último punto influye decisivamente en el tipo de manifiestan actualmente en los diferentes tipos demecanismo de traslación. En la Tabla VIII se dan los unidades existentes.criterios de selección del sistema de traslación.

TABLA VIII6.1. Trituradoras semimóviles y semiesta-

cionariasCriterios de selección de los

sistemas de traslación Estos tipos de machacadora se están imponiendo en lasgrandes minas metálicas, donde es necesario trabajaren varios tajos simultáneamente y donde la dureza de

TRASSL+AACIION § �» las rocas y la falta de alineación de los frentes no~ "< "< permiten la utilización de unidades móviles.

I lu 6 C g 6DELA OPERACION i = Las plantas de tipo medio suelen ser instalacionesV OTRAS PROPIEDADES

2` ó

l 1=semimóviles, como por ejemplo la de Lignitos de Meira-ma en España con una capacidad de 1.000 t/h, Fig. 23.

Baja • • • • • •

CARGA Media p • • • • • Mientras que en las grandes minas la tendencia esalcanzar una mayor concentración de la producción y,

Alta O • O • • • por lo tanto, utilizar unidades semiestacionarias . Algunoses¡* • • Q • O • ejemplos son los siguientes:

VELOCIDAD DESPLAZAMIENTO Mady • O • • • • - Sierrita ( Estados Unidos) 4.000 1/h.

• 0,91a • - Sishem (Sudafrica) 6.000 tfh.AIM

O • • • • - Bingham Canyon (Estados Unidos) 9.000 tfh.Baja

CAPACIDAD PARA - Lornex (Canadá) 2 x 6.500 Uh.REMONTAR PENDIENTES Media O • O • O •

- Chuquicamata (Chile) 9.500 t/h.Alta O • O • O •Pepue+a • • • • • •

DISTANCIA DE TRANSPORTE

G,&-ce • 0 • Q • Q

Saja • • O • O • 6.2. Machacadoras móvilesPRESION SOBRE ELTERRENO Meaa • • O • O • En la minería de yacimientos sedimentarios se dan las

Alta • • • O • 0 siguientes condiciones:MOVILIDAD EN TODAS LAS DIRECCIONES

Q• O O O 0 La geología de los criaderos permite frentes rectos

APLICACION PARA DIVERSAS MAQUINAS O O O Q • • y largos.

Bajo • • • • O 0 - Las rocas tienen una dureza entre baja y media, yPESO TOTAL Madc • • • • • O las voladuras realizadas , en caso de ser necesarias,

• • • • • •tienen un alcance de proyección comprendido entre

A 50 y 100 M.

RELACION DE PRECIOS 1 ' 1,3 1,9 2A 2,2 3,SNo es necesario efectuar mezclas de minerales

• Muy a0D^s u AwnseiaWe 0 No dentro de la explotación.

S

-: Í 'I, L}CECEE NRUPV/..,I ¡ 1 11�L1

0,00

Figura 23.- Trituradora semimóvil de Lignitos de Meirama.

En estas circunstancias , la alternativa de menor coste - La inversión es muy elevada , requiriéndose unde operación e inversión es la constituida por: equipo de periodo de amortización dilatado.carga, trituradora móvil y carro cinta. Como soluciones alternativas para resolver estos inconve-Como ejemplo de aplicación se tiene la explotación nientes y en diferente estado de desarrollo , se encuentrande carbón a cielo abierto de Grootegeluk (Sudáfrica ), los siguientes sistemas o equipos de conminución:

24n 22m. 54m. I lo m

É

EXCAVADORA MACHACADORA MOVIL PUENTE MOVILFigura 24.- Sistema de explotación con planta móv il en Grootegeluk.

con una producción de 3.000 t/h, Fig. 24 . Como puede - Triturador alimentador - "Feeder Breaker".observarse en la figura se dispone de un carro cinta o - "Roller Sizer".cinta puente de gran longitud , que permite tener la cintade tajo a una distancia adecuada de las voladuras yaumenta la flexibilidad de la operación . 6.2.1. Triturador alimentador - "Feeder Brea-

ker"Un estudio estadístico , realizado sobre las trituradorasmóviles suministradas por los principales fabricantes El esquema de funcionamiento de un "Feeder Breaker",

alemanes , permite obtener los siguientes índices carac- es el representado en la Fig. 25.

terísticos:- Relación peso en servicio/producción horaria : 0,65t/t/h- Relación potencia instalada/producción horaria: 0,80

kW/t/h

Esto significa que, para unas producciones mayores de2.000 t/h, se presenten los siguientes inconvenientes:

- El único sistema de traslación disponible es el depatines hidráulicos , con lo que se tiene muy pocaflexibilidad de operación debido a la lentitud demovimientos . Figura 25.- Feeder Breaker.

ACO

I 1 _I 1 ¡:

I

I IL

Figura . 26.- Esquema de un 'Feeder - Breaker" (KLOCKNER-BECORIT).

El material de alimentación es transportado por un - Compacidad: aproximadamente ocupa la tercerapanzer (transportador de racletas), hasta un tambor o parte que un equipo convencional.rotor que porta los elementos de impacto y que gira - Menor inversión de adquisición.dentro de una carcasa situada encima del transportador.Una vez fragmentado el material al tamaño de regula- - Reducida altura de alimentación.ción que define la holgura entre el rotor y el panzer, elmaterial pasa y se incorpora al circuito de cintas.

Por el contrario, los inconvenientes que plantea son:El transportador constituye un elemento de diseño y - Rotura frecuente de las cadenas del panzer, debidoconstrucción básico, ya que sirve de soporte para el a los impactos en la carga y en la trituración, y lasproceso de trituración, Fig. 26. tensiones durante el proceso de conminución.La instalación va montada sobre un patín-base cuyodesplazamiento puede e'ec.:arse con el auxilio de - Problemas de desgastes, debido a las altas velo-tractores de orugas. cidades de rotación.

Los indices característico, a este tipo de machacado-ras son:

Relación peso en sen'cc producción horaria: 0,21 6.2.2. "Roller-Sizer"t/t/h.Relación potencia ir-.szaacaiproducción horaria: 0,8kW/Uh El sistema denominado "Roller-Sizer", Fig. 27, es una

variante del de rodillos, pero que presenta con esteLas ventajas principales cei sistema son: último las diferencias indicadas en la Tabla IX.

457

TABLA IX

ROLLER-SIZER RODILLOS

Diámetro del rodillo Pequeño GrandeTamaño de los dientes Grande PequeñoVelocidad de rotación Pequeño Grande

- Es muy compacto y ligero , del orden de un 22%menor que los equipos convencionales.

- Bajo consumo de energía.- Posee un doble efecto clasificador , ya que actúa

i - �- - como criba y, debido a la acción de la barra rom-pedora, regula el tamaño máximo en tres dimen-siones.

- Permite trabajar con materiales pegajosos.

Actualmente , puede decirse que es un sistema en fasede implantación y con muy buenas espectativas. Ha sidointroducido por MMD (Mining Machinery Developments),Figura 27.- Roller•Sizer. de Inglaterra.

El sistema de trabajo comprende , generalmente, losLa fragmentación del material se efectúa mediante siguientes equipos:esfuerzos de flexión y, por tanto, aprovechando la baja - Unidad de carga.resistencia a tracción de las rocas.

- Machacadora " Roller-Sizer" montada sobre un chasisde orugas, de ruedas o con patines.

Los índices característicos de este tipo de machacado- - Carro cinta.ras son:- Relación peso en servicio/producción horaria: 0,15 Estas machacadoras llegan a dar producciones de hasta

t/t/h. 3.500 tfh con rocas de hasta 280 MPa de resistencia a- Relación potencia instalada lproducción horaria: 0,35 la compresión , y admiten bloques de hasta 1,25 m de

kW/t/h. tamaño . Fueron introducidas originalmente en canterasy en los momentos actuales están siendo utilizadas enalgunas minas metálicas , de carbón y de diamantes en

Las ventajas principales del sistema son: Sudáfrica.

458

7. Bibliografía

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459

CAPITULO XVIII

Neumáticos

1. Introducción deben abarcar en dicha aplicación: resistencia a cargas,velocidad, calor y abrasión, así como características de

El neumático es el punto de unión entre la máquina y flotación y tracción, todo lo cual es necesario en lasel suelo y es, por lo tanto, el elemento que la sustenta actividades extractivas.y la permite desplazarse.

Hasta ahora se ha utilizado el término neumático y noEl gasto en neumáticos es un concepto importante en el de cubierta, como se les lama en otras aplicacionesel coste de operación de la mayoría de las máquinas más comunes, debido a que están construidos para sermineras que los utilizan. empleados sin cámara. Por ello, tienen un recubrimiento

interior de goma butílica que los hace impermeables alLos principales equipos que emplean neumáticos en una aire.explotación minera, y en los que éstos inciden significa- Este tipo de construcción tiene las siguientes ventajas:tivamente sobre sus costes, son:

Volquetes. - Suprime los inconvenientes intrínsecos a la utiliza-- Mototraíllas. ción de la cámara (poros, arrugas, pellizcos, etc).

Palas cargadoras. - Menor coste de las operaciones de mantenimiento.- Tractores. - Simplificación de la manipulación.

Motoniveladoras.- El forro butílico interior provee de una resistencia

También existen perforadoras cuyo rodaje se hace sobre adicional a la carcasa contra impactos y excesos deneumáticos y unidades auxiliares que los calzan (retro- flexión.excavadoras, grúas , camiones de servicio, etc), pero enellas el coste en neumáticos no es un concepto muy - Se elimina el peligro del reventón instantáneo, puesimportante . la goma butílica se adhiere a los cuerpos extraños

que pudiesen penetrar a través de las capas,Como ejemplos representativos de lo comentado , cabe retardando así la salida del aire.indicar que, en el caso de unidades de transporte, el20% de su coste directo lo representan los neumáticos , - Menor temperatura de funcionamiento, pues no hayy el 10% en el caso de las palas y tractores, mientras rozamiento entre cubierta y cámara, al no existirque en perforadoras y equipos auxiliares no llega al 1%. ésta, y disipar mejor el calor en contacto directo conDe esta forma, los neumáticos pueden representar, en la llanta.su conjunto y como media, un 4% del coste total deuna explotación a cielo abierto convencional bien orga- Exteriormente , una cubierta puede ser dividida en lasnizada. partes siguientes : corona o rodamiento, hombros,

costados o laterales, refuerzos del talón y talones,Por la maquinaria relacionada , se ve que el rango de Fig. 1.aplicación de los neumáticos en minería es tan variadocomo las prestaciones que se exigen de las unidades

ZONA «L. RODAMIENTOque los montan, desde las bajas velocidades de losequipos de carga y empuje, a las altas de las unidades CORONAde transporte, casi siempre en el límite de cargas yfrecuentemente sobre terreno irregular, agresivo oinconsistente , aunque también hay equipos que a veces ZONA DEL. ��.s=sz a=~salen a la red pública viaria. NOMBRO �-� - - ,

En resumen , el rendimiento y coste de operación de unequipo también depende de la elección correcta de susneumáticos , así como de un adecuado uso y man- L OANDA DE RODAMIENTO

ZONA DEL 2 CWNtenimiento de los mismos . CAPTADO a CAVAS OE RODAMIENTOw caRCnsA , � .,

S. GOMA DEL COSTADO ,Iyll -:

Q GOMA INTERIOR

.7. PROTECTOR DEL TALON Ít PAOVETES DE ALAMBRE

ZONA OELREFUERZO í/¡�4

2. Constitución de un neumático

Una descripción de cómo están constituidos los "neumá-ticos fuera de carretera" o extraviales , que es como se TA1ANconoce normalmente a los neumáticos utilizados enminería , ayudará a comprender las prestaciones que Figura 1.- Partes de un neumático.

461

En sección, y de acuerdo con la manera de construir los En la primera, la carcasa está formada por una sucesiónneumáticos, común a todos los fabricantes, las denomi- de capas de un tejido constituido fundamentalmente pornaciones y características de las partes principales son: hilos en un sentido. Esos hilos van impregnados en una

disolución de goma para mejorar la adherencia y evitarla fricción entre ellos.

Banda de rodamiento A fin de que la totalidad de las capas formen una malla,Es la parte de la cubierta que está en contacto con el dos capas sucesivas se colocan al biés de manera quesuelo. Por ello, el compuesto de goma con que se los hilos queden dispuestos simétricamente; por estafabrica esta zona es especialmente resistente a abra- razón el número total de capas es siempre par. Lasión, cortes e impactos. flexibilidad y resistencia de la carcasa puede graduarse

según el ángulo que los hilos formen con el plano

El dibujo de que va provista confiere al neumático la diametral del neumático.

propiedad que se desea en cuanto a su comportamiento En la construcción radial, la carcasa está constituida poren el terreno: tracción o conservación de la trayectoria. una única capa, normalmente de cables de acero,

dispuestos radialmente en arcos, siendo ésta la razónde su denominación.

Cojín A continuación, se indican algunas de las ventajas eEs una capa de goma especial que se interpone entre inconvenientes de las dos formas de construcción de lala banda de rodamiento y la carcasa y que actúa, carcasa, respecto al comportamiento general del neumá-debido a la distinta composición de estas dos zonas tico y sus prestaciones:inmediatas, como puente de unión entre ambas. Neumáticos radiales

- Precio de adquisición más alto.Capas de rodamiento - Mayor capacidad de aguantar sobrecargas y veloci-

dades.La zona de la banda de rodamiento se ve sometida a Mayor duración en igualdad de condiciones.fuertes choques producidos al pasar por encima de las-

piedras y otros obstáculos que puede haber en la pista - Menor resistencia a la rodadura y, por lo tanto,minera. ahorro de combustible.

Por esta razón y con objeto de dar a esta zona mayor Neumáticos diagonalesresistencia, se colocan inmediatamente debajo del cojín - Más baratos de reparar.unas capas adicionales, normalmente en número decuatro, cinturando toda la cubierta. Para no extremar la Costados más resistentes a daños.rigidez de la carcasa, estas capas no llegan a los - Disipan peor el calor.talones.

CostadoCarcasa La capa de goma que recubre el costado es sustancial-Constituye el cuerpo o armazón del neumático. mente distinta a la del rodamiento, puesto que su misión

es muy diferente.Precisamente en la construcción de este elemento Esta goma sirve para aislar la carcasa del exterior yfundamental es donde existe la diferencia básica en los trabaja principalmente a flexión, además es resistente ados tipos de cubiertas existentes: convencional (diagonal los cortes y abrasión de los surcos de los maloso con lonas cruzadas), y radial, Fig. 2. caminos de rodadura.

Por la forma comentada de construcción de la carcasa,los costados o flancos son más rígidos en los neumáti-cos diagonales.

Talones

Están constituidos por paquetes de fuertes alambres deacero cobreado envueltos en goma. Tienen la misión deanclar el neumático a la llanta, proporcionándole la

CONSTRUCCION CONSTRUCCION inextensibilidad precisa para que no varíe de forma niDIAGONAL RADIAL de dimensiones.

(a) (b)En la zona de contacto con la pestaña de la llanta, los

Figura 2.- Construcción diagonal (a) y radial (b) de un talones llevan unas capas adicionales de protecciónneumático . contra la abrasión y roce.

4R2

3. Características generales. Clasifi - - La serie "extra-ancha" (low profile)

cación La H/S de las cubiertas de esta serie es del orden de0,65.

Un neumático capaz de resolver todas las exigencias Su denominación se caracteriza por el ancho de sec-que aparecen en las distintas condiciones del trabajo ción, seguida de la relación H/S, es decir, 65, y aminero sería de una polivalencia ideal. Como éste no continuación el diámetro.existe, las necesidades se cubren con una gama deneumáticos donde cada uno de ellos posee sus propias Ejemplo: 40/65-39.características y limitaciones.

Generalmente, los neumáticos de la serie estándar seutilizan para las máquinas de transporte que circulan porpistas cuidadas, aunque también se utilizan en pe-

3.1. Dimensiones queñas cargadoras y en minería subterránea. A igualdadde límite de carga son menos pesados y menos caros

El tamaño de estos neumáticos se da por dos cifras que los de la serie ancha.expresadas en pulgadas, Fig. 3. Estos, con su reducida presión al suelo, se utilizan en

cargadoras, tractores y mototraíllas por su buen compor-tamiento en suelos inconsistentes, donde aportan una

D H excelente flotación y tracción, y en terrenos acciden-tados, a los que se adaptan adecuadamente consensible mejora de la amortiguación y el confort.Los neumáticos de la serie extra-ancha (bajo perfil) hansido concebidos para resolver los problemas de flotacións en terrenos impracticables para los anteriores, mejoran-do al mismo tiempo la tracción, la estabilidad y suduración.

Figura 3.- Dimensión y perfil. 3.3. Indice de límite de carga

La primera cifra, "S", indica el ancho aproximado de la Para una misma dimensión se pueden realizar confec-sección. La segunda, "D", se refiere al diámetro bajo ciones diferentes, que permitan límites de carga distintos.talones. Estas confecciones se distinguen con el término "Ply

Rating" ó PR, que está relacionado con el número de3.2. Perfil capas o lonas con el que, en un principio, se construían

El perfil de un neumático está definido por el coeficiente las cubiertas convencionales, pero hoy día no coincide

de forma, es decir, por la relación H/S, donde "H" es la exactamente con él. Actualmente, representa un índice

altura y "S" el ancho de la sección, Fig. 3, medidos de resistencia, correspondiente al número de capas de

estando la cubierta montada en su llanta recomendada un tejido hipotético, cuya fortaleza se toma como unidad.

y expresados en pulgadas. Según este perfil existen tresseries de neumáticos: 3.4. Profundidad de dibujo

Para adaptarse mejor a las distintas utilizaciones y- La serie "estándar" condiciones de trabajo alargando su vida, los "neumáti-

cos fuera de carretera" se construyen con diferentesDefinida por una relación H/S próxima a la unidad. Las espesores de su banda de rodamiento, Fig. 4.cubiertas de esta serie se caracterizan por una denomi-nación donde la anchura de sección va indicada con ------------dos ceros por decimales.

nNORMAL-

P

nPEjemplo: 18.00-33.

Pta N = 1,5

B O

La serie "ancha" (wide base)

La H/S de las cubiertas de esta serie es del orden de Figura 4.- Espesores de la banda de rodamiento.0,8.

Así los fabricantes ofrecen tres profundidades:La anchura de sección se indica en pulgadas con - Cubiertas normales (regular tread)decimales, bien 5, bien 25. - Cubiertas profundas (deep tread)Ejemplo: 29.5-29 ó 33.25-35. - Cubiertas extra-profundas (extra-deep tread)

463

-1,

A mayor profundidad o espesor de la banda de roda- Cada fabricante tiene las suyas , aunque existe unmiento las complicaciones y riesgos de un calentamiento código de identificación que en función de su aplicaciónexcesivo aumentan , por lo que al elegir el neumático recoge una clasificación general de los neumáticos.habrá que tener en cuenta las velocidades , las cargas,las longitudes y las frecuencias del ciclo.

3.6. ClasificaciónPor esto , las cubie rtas extra-profundas se montan

La mayoría de los fabricantes siguen clasificaciónexclusivamente en palas cargadoras , mientras que con y unalas restantes pueden equiparse todo tipo de máquinas . comúnmente aceptada , que asocia las características

propias del neumático con las condiciones de suutilización.

3.5. Otras características En la Tabla 1 se expone este "Código de Identificación-.en el que las letras, de acuerdo con la Tabla II, son la

Existen otras características que completan la definición inicial de la palabra inglesa que define a la máquina odel neumático , éstas son : tipo (clase de goma , - refuer- grupo de máquinas para cuyo servicio están especifica-zos) y forma del dibujo . mente diseñadas.

TABLA 1

Código de identificación

CODIGO TIPO DE HUELLA

EARTHMOVER SERVICE (Transpo rte)

E-1 Direccional.E-2 Tracción , para pequeñas traíllas.E-3 Roca . Profundidad normal.E-4 Roca, dibujo profundo.E-5 Roca, resistencia media al calor.E-6 Roca , máxima resistencia al calor.E-7 Flotación.

GRADER SERVICE (Niveladora)

G-1 Direccional.

G-2 Tracción.

G-3 Roca.

G-4 Roca, dibujo profundo.

LOADER AND DOZER SERVICE (Trabajo)

L-2 Tracción.L-3 Roca, profundidad normal.L-4 Roca, dibujo profundo.L-5 Roca , dibujo extra-profundo.

L-3S Lisa.

L-4S Lisa , cubierta profunda.

L-5S Lisa , cubierta extra-profunda.

464

TABLA II

CODIGO APLICACION

E = Earthmoving Volquetes y camiones de descarga por el fondo.Mototraíllas (serie ancha).

Velocidad máxima de trabajo = 50 km/h.

L = Loaders or Dozers Diseño y tipo de goma resistente a la abrasividad y a los cortes.Buena tracción.


G = Graders Usadas principalmente en las motoniveladoras y también pequeñaspalas cargadoras.

ML = Mining and Logging Trucks Características que posibilitan su uso en y fuera de carretera.


4. Causas de daños en los neumáti - con resultados desastrosos, pues el agua aumenta lacos y actuaciones recomendadas facilidad del caucho para cortarse.

Por tanto, hay que tener en cuenta para una adecuadaEn general, hay dos causas que ocasionan la muerte conservación del neumático los diversos factores queprematura de los neumáticos: intervienen en la producción del calor, y que son: la

presión de inflado, la carga, la velocidad, la longitud del- Los daños producidos por una excesiva cantidad de recorrido, la continuidad de la operación, la temperatura

cortes y de impactos que acaban afectando a la ambiente y el tipo de suelo por donde circula el neumá-carcasa. tico.

- La excesiva generación de calor producida por con- A continuación, se analizan algunos de estos factores,diciones anormales de trabajo. viendo su influencia en el incremento de temperatura del

neumático y las formas de actuación sobre ellos paraLa primera se presenta al circular por malas pistas o lograr una adecuada utilización del mismo.tajos mal cuidados y poco mantenidos.

En cuanto a la segunda, hay que indicar que la tempe-ratura de la cubierta tiende a aumentar debido al calorproducido por las flexiones a que está sometida la 4.1. Presión de infladocarcasa, que se acumula en ella, ya que su capacidadde refrigeración es menor que la de generación del Con un inflado correcto se alcanzan las propiedades decalor, hasta que se alcanza un nivel de temperatura en tracción, flotación y soporte de carga, para las que haque se iguala la cantidad generada a la transmitida al sido diseñado el neumático.ambiente, sobre todo por conducción a través del suelo.

Cuando la temperatura aumenta hay una disminución Una presión incorrecta origina el trabajo anormal del

las pde resistencia mecánica, a la neumático, tal como se representa en la Fig. 5, y que,enabrasión

propiedadesy a los cortes. También se produce una además, es causa de desgaste excesivo en las zonas

disminución de las características de adherencia y donde el contacto con el terreno es más acusado.

elasticidad de los materiales con los que se ha cons-truido la cubierta y, por tanto, ésta es más susceptible Subinfladode averiarse.

Cuando la presión de inflado es menor que la espe-Este efecto perjudicial del calor es conocido desde hace cificada, el neumático flexa demasiado, produciéndosemucho tiempo. Uno de los primeros esfuerzos en una excesiva elevación de la temperatura interna,combatirlo fue mantener los neumáticos mojados, pero Fig. 6.

465

3) En el programa de mantenimiento se preverá lacomprobación y ajuste de la presión cada día, antesde poner en marcha el vehículo.

4) La presión no deberá disminuirse mediante laFalla d

práctica del "sangrado", ya que es normal que subae Drasión Pnsiin conecta Eaceao da pasión al rodar el neumático.

5) Si es imprescindible comprobar el inflado con elneumático "caliente", se considerará una presión 1kg/cm2 (0,1 MPa) superior a la de la recomendada

~ para la cubierta fría.

6) Si la presión al rodar el neumático aumenta en másSUPERFICIE DE CONTACTO CON EL SUELO de 15 p.s.i.-1 Kg/cm2 (0,1 MPa), deberá revisarse la

carga, velocidad o longitud de acarreo . Nunca seFigura 5.- Presión de inflado . "sangrará".

7) Aunque se haya procedido al hidroinflado, la presióna considerar es la misma que la especificada parael neumático sin agua.

140

49K�/emt 4.2. Carga5,0 Kg./cmt

loo La carga permisible para un neumático está directa-mente relacionada con la presión de inflado, pero

d BO SOBRECARGA o%también con la velocidad y la longitud de recorridocargado , Fig. 7. Por consiguiente , conviene respetar no

VELOCIDAD 45 Kmlh►W- solo la carga especificada , sino también los otros tres60 RECORRIDO 4,Z Km

parámetros.

4030O I 2 3 4 5 6 7

140 508 CARGAHORAS TRABAJADAS ó 120

Figura 6.- Influencia de la presión de inflado en la SOBRECARGA O%temperatura. $-IDO

W

Este calentamiento puede ser origen de numerosas w 8O VELOCIDAD 40 Km/naverías, como roturas circunferenciales por flexión, >_ CRI

BRECORffJDO 3.8 m.60g ri etas radiales , separaciones de capas o del rodamien-to, etc. ao

3oO I 2 3 4 5 6 7Sobreinflado HORAS TRABAJADAS

Figura 7.- Influencia de la carga en la temperatura.Un exceso de presión disminuye el área de contactocon el terreno , perdiendo tracción y flotación . Además , La sobrecarga tiene el mismo efecto que el subinflado.la zona central del rodamiento se desgasta más rápida-

Al mismo tiem la capacidad de carga disminuye conmente que el resto.el incremento de la velocidad.

El tejido de las capas y la goma están sometidos a por esto , las normas americanas de la Tire and Rimexcesiva tensión , haciendo al neumático más vulnerablea cortes e impactos. Association Inc. indican para cada cubie rta los límites de

carga a vari as presiones de inflado (medidas con elneumático frío), pero especificando la velocidad máximay si el trayecto es corto o largo. Estas tablas están

Normas de actuación recomendadas confeccionadas tanto para neumáticos de construcciónconvencional como para los radiales.

1) La presión correcta será la especificada por el fabri-cante del vehículo . En caso de duda se deberáconsultar al fabricante del neumático . Normas de actuación recomendadas

2) La presión debe ser comprobada y ajustada con el Hay cuatro causas de sobrecargas que hay que vigilarneumático frío. para corregirlas tan pronto se produzcan:

- Cambio de la densidad de la roca. 4.4. Velocidad- Modificaciones de la caja para aumentar su capaci-

dad. La velocidad es otro parámetro importante a consideraren la generación de calor, sobre todo si se mantiene- Desplazamiento del centro de gravedad, al circular durante largo tiempo o recorrido, Fig. 9.por sitios inadecuados o debido a unidades mal car-

gadas.- Emparejamiento incorrecto de los neumáticos -140

gemelos . CARGADO 53 Km/h.120 rc11O 65 Km./h.

Respecto al emparejamiento , se debe indicar que en las19cubiertas de secciones mayores de 11.00 se permitenW

100 CARGADO 45 KmJh.diferencias de diámetro de 12 mm y que nunca deben .

VACIO 65 Km/Remparejarse cubiertas de distinta construcción. w eo

60

4.3. Longitud del ciclo 40Cuando el trabajo se mantiene durante largo tiempo o

30° 1 2 3 a srecorrido , el calor generado por las continuas flexiones

HORAS TRABAJADAS

puede dar lugar a unas temperaturas peligrosas . Figura 9.- Influencia de la velocidad en la temperatura.

En el ejemplo de la Fig . 8, se representa la distintatemperatura que alcanzan los mismos neumáticos en Debido a esto, en las citadas tablas de cargas ydos trayectos cíclicos de longitudes distintas . presiones de los neumáticos se establecen las veloci-

dades máximas para las que se han previsto losneumáticos. Se acostumbra a definir las especificaciones

3140 de los neumáticos para 30 , 10 y 5 millas/hora (48,3, 16y 8 km/h).8.5 Ki0a 12°

44 Km Los fabricantes de neumáticos están desarrollando susw 100 - 001 productos para poder aumentar las velocidades máximasa admisibles.W so

60 Normas de actuación recomendadas

40 - Consultar las tablas o al fabricante del neumático.300 1 2 3 4 5 6 7 - Reducir las cargas , sise desea conservarla velocidad.

HORAS TRABAJADAS - Para mantener la producción cuando aumente laFigura 8.- Influencia de la longitud del trayecto en la distancia de transpo rte, incrementar la flota y no la

temperatura . velocidad.

Por esta razón , las mencionadas tablas americanasestablecen , para los neumáticos dedicados al transporte,distintas capacidades de carga, según la longitud del 4.5 . Tipo o estado del terrenorecorrido. Así, se considera un "recorrido corto" alinferior a 2 ,5 km en un solo sentido y "recorri do largo" El exceso de baches aumenta las flexiones y eleva laal que supera dicho valor.. temperatura , pero , además, el estado del suelo sobre el

que ruedan los neumáticos merece especial atención porlos daños, cortes e impactos , que un terreno inadecuadoproduce en las cubiertas.

Normas de actuación recomendadasNormalmente , hay muchas pistas en una explotación

- Consultar las tablas o al fabricante del neumático . que son utilizadas temporalmente . Por esta razón, aveces no se hace una conservación adecuada, ni en

- Reducir la velocidad . ellas ni en las zonas de carga ni de vertido, lo cual se- Reducir la carga. traduce a la larga en un sobrecoste en neumáticos.

- Para traslados largos modificar presiones y esta- Se considera imprescindible una construcción y man-blecer velocidades y paradas de acuerdo con el tenimiento adecuados a fin de evitar la presencia defabricante. surcos acusados , baches , piedras aflorantes y sueltas,

4R7

etc. Igualmente es aconsejable drenar el agua de las 100 92°superficies de rodadura.

82°Q �75

Con todo ello se reducirán los accidentes, inco-de la conducción y roturas prematuras de los

á65°modidades

neumáticos. 50W

La influencia del terreno también es manifiesta en los25 -neumáticos de las palas cargadoras y tractores . El

deslizamiento que sufren durante su trabajo produce,además del consiguiente desgaste por abrasión , desga-rros y cortes en la banda de rodamiento y flancos, de °s

78910111213 14 15 16 t7 te 19manera que se reduce su espesor y , por lo tanto , la HORAS DEL DIAprotección de la carcasa . Esta, entonces, puede verseafectada por las piedras del tajo y sufrir co rtes que la Figura 10 .- Influencia de la temperatura ambiente en la del

debiliten rápidamente . neumático.

4.7. Otras acciones de mantenimientoNormas de actuación recomendadas

- Promover cursillos de operadores para un manejo- Proveer a la mina de la maquinaria adecuada para correcto de las máquinas y quitar posibles vicios ad-

apartar obstáculos y acondicionar el terreno. quiridos (patinajes, frenazos, descargas por reacción,etc.).

- En el diseño de las pistas tener en cuenta las reco- - Introducir en las revisiones peri ódicas inspeccionesmendaciones respecto a curvas, peraltes, pendien- que vigilen y corrijan el estado de las partes de lates, etc ., que permitiendo una velocidad adecuada máquina que influyen en los neumáticos , como son:evitan deslizamientos . estado de ejes, alineaciones , ajuste de frenos, etc.

• Los deslizamientos en curvas aumentan el des- - En la revisión diaria se deben inspeccionar lasgaste . cubiertas y su entorno. Así se detectan cortes,

• Las cu rvas pronunciadas aumentan la carga en piedras aprisionadas , roces contra partes fijas,las ruedas exteriores . llantas y aros dañados y pérdidas de aceite.

• Pendientes excesivas aumentan la carga en los - Vigilar el correcto . almacenamiento de los neumáti-neumáticos del eje más bajo. cos:

• Bajo techo o con lonas impermeables.- Cadenas protectoras para palas cargadoras. • Lugares oscuros, sin corrientes y frescos (< 27°C).

• Sitios limpios de aceite y grasas.- El lastrado de neumáticos en palas y tractores no

sólo reduce los deslizamientos sino que mejora los • Lugar sin maquinaria eléctrica productora derendimientos de trabajo. ozono.

• Posicionado siempre ve rtical.

4.6. Temperatura ambiente

La temperatura ambiente también tiene su influencia . 5. Elección del neumático y cálculoEn la Fig . 10 se observa este efecto . Durante la de su vida probableparada intermedia , en caso de cambio de relevocon mantenimiento y voladura incluido , se disipa 5.1. Elección del neumáticoparte del calor acumulado . Las menores tempe-raturas vespertinas ayudan a que el calor generado La cubierta debe adaptarse a las características delpor el trabajo en el segundo relevo esté por trabajo, pues su duración está condicionada por un grandebajo de los niveles alcanzados en el primero , a número de variables:pesar de parti r de una temperatura del neumáticomás alta . - Posición del neumático en el vehículo.

Presión de inflado. sobre el que va a moverse. También hay queCarga real por neumático. considerar la carga y características del recorrido.

Para comprobar que la elección es correcta y que elTrazado de las pistas y su conservación. calentamiento o los esfuerzos mecánicos sobre laLongitud del ciclo y velocidades media y máxima. goma y carcasa no serán excesivos, existe el Método

del TKPH (Tonelada kilómetro por hora), que comparaInfluencia del conductor. la cifra que se espera obtener en la explotación conMantenimiento mecánico de los vehículos. la que proporcionan los fabricantes como indicador de

la capacidad del neumático para transportar una cargaObservancia de las reglas de gemelado. a una velocidad dada, en función de la temperatura,Temperatura ambiente y condiciones climatológicas. Tabla III.

Permutaciones . El TKPH se determina en la práctica tomando el neumá-Métodos de trabajo de la explotación y paradas tico cuya carga media es la más elevada de la máquina,

intermedias . y se calcula mediante la fórmula siguiente:

En neumáticos de transporte, por ejemplo, las op- Carga en vacío + Carga cargadociones propuestas por los fabricantes no se limitan ya TKPH = xa la elección de anchuras de sección dentro de un 2mismo diámetro bajo talones , pues la noción decapacidad de transporte reemplaza aquí a la de Recorrido del ciclo x NQ de viajescapacidad de carga . Por ello , para unas condiciones xde trabajo dadas , se limitará más eficazmente el Horas de trabajocalentamiento de los neumáticos utilizando aquellosque tengan diámetro bajo talones superiores , pero Si la cifra obtenida es superior a la que da el fabricanteesto implica tales modificaciones en la máquina que habrá problemas de calentamiento que darán lugar a undebe procederse a su elección considerando , antes fallo prematuro del neumático.

TABLA III

TKPH a distintas temperaturas

TAMAÑO TIPO 16°C 27°C 38°C 49°C

18.00-25 E-3 219 204 182 161

E-4 175 161 146 131

Radial 306 285 255 233

18.00-33 E-3 255 226 204 175

E-4 219 204 182 161

Radial 438 394 351 299

de su compra , los neumáticos que debe montar de Este método no es exacto , ya que no tiene en cuentaacuerdo con las condiciones del trabajo . aquellos parámetros constituidos por condiciones de utili-

zación tales como velocidad punta , efectos de impactos,El tipo de neumático , su dibujo y profundidad de huella , efectos de la de riva, etc., pero es un criterio quese eligen teniendo en cuenta la naturaleza del terreno permite estrechar el rango de la elección más idónea.

469

EJEMPLO En la Tabla V, se presentan los coeficientes para laspalas cargadoras.

Se desea seleccionar un neumático para un volquete de32 t de capacidad de carga, que tiene la siguiente dis-tribución de pesos:

EJEMPLO

Carga (kg) sobre Se vuelve a considerar la cubierta del volquete delejemplo anterior a la que, de acuerdo con las con-

Rueda Rueda diciones de trabajo estimadas , se va a afectar su vidadelantera trasera óptima de 5.000 horas por los coeficientes reductores

correspondientes, que son:Volquete vacío 6.530 7.070Volquete cargado 9.480 10.074 Condiciones del trabajo Coeficiente

Las condiciones de trabajo previstas son las siguientes: Rueda motriz, uso normal 0,75Velocidad máxima 50 km/h 0,6

Recorrido del ciclo ........... 2,3 km Recorrido de 2 a 5 km 0,9Viajes por relevo ............ 54 Carga correcta 1,0Relevos al día .............. 1 Firme de grava, bien conservado 0,9Horas de trabajo por relevo ..... 7 Presión de inflado correcta 1,0Temperatura ambiental ........ 30'C Mantenimiento medio 0,85

C normales 0,9El cálculo se realiza para las condiciones de los neumá-

Curvasu de máxima pendiente 0,9ticos traseros, cuya carga media es la más alta del °

volquete. Aplicando la fórmula vista anteriormente, seobtiene: Coeficiente reductor total 0,2509

Vida probable = 5.000 x 0,2509 = 1.255 horas7,07 + 10,07 2,3 x 54

TKPH = x = 152,09 TKPH2 7

Por consiguiente, refiriéndose a la Tabla l!!, cualquier 6. Empleos y diseños especialestipo de neumático del tamaño 18.00-33 no tendría

neumáticos,problemas. Sin embargo, con e/ tamaño 18.00-25 no se Paraeficacia en la

aumentar eloperación y vida

rendimientoútil,dedebe

losconocerse ladeben utilizar neumáticos de dibujo profundo, (E-4), por

existenciadebe

cerslestar en el límite de su capacidad. e de las posibilidades o formas de actuaciónque se comentan a continuación.

6.1. Lastrado5.2. Cálculo de la vida probable de un neu-

mático Para incrementar la tracción y reducir los deslizamien-tos, principalmente en el caso de palas y tractores,

Con la consideración de todos los parámetros que evitando así mismo excesivos rebotes de la máquina, seinfluyen en el rendimiento de la cubierta y sus coefi- pueden emplear dos métodos de lastrado con la auto ri -cientes correspondientes , Tabla IV, se puede estimar la zación del constructor: acoplamiento dé contrapesos ovida más probable de un neumático de transporte . lastrado de los neumáticos.

Para ello se parte de una vida óptima de 5.000 horas Hace tiempo se utilizaba barita como lastre , pero erade un neumático trabajando en condiciones ideales y caro. Hoy día, lo más normal y barato es utilizar unallegando hasta desgaste puro, a la que se va afectando solución de agua y cloruro cálcico que no ataca a lade los coeficientes de reducción correspondientes a las goma y es anticongelante . Generalmente este lastradocondiciones de trabajo de la explotación . se realiza al 70-80% del volumen del neumático. La

presión de inflado es la misma que sin lastre.El grado de simultaneidad de condiciones de trabajo noóptimas produce también una reducción en la vida del Evidentemente , este peso adicional reducirá la capaci-neumático . dad externa de carga del neumático.

TABLA IV

Coeficientes para el cálculo de la vida probablede un neumático de transporte

CONDICIONES Coeficiente Reducción previstade reducción de vida en %

1) Posición de la ruedalibre .............................................. 1 0Direccional .......................................... 0,9 10Motriz , uso normal ..................................... 0,75 25Motriz, con deslizamiento intenso ............................ 0,6 40

2) Velocidad15 km/hora máxima ..................................... 1 030 km/hora máxima ..................................... 0.8 2050 km/hora máxima ..................................... 0,6 40Más de 50 km/hora ..................................... 0,5 o menos 50 o más

3) Longitud de recorridoMenos de2km ....................................... 1 0De2a5km ......................................... 0,9 10Más de 5 km ......................................... 0,8 o menos 20 o más

4) CargaCorrecta ............................................ 1 0Sobrecarga 10% ....................................... 0,85 15Sobrecarga 20% ....................................... 0,7 30Sobrecarga 30% ....................................... 0,6 40Sobrecarga 40% ....................................... 0,5 50Sobrecarga 50% ....................................... 0,4 60

5) TerrenoTierra suelta y blanda , sin piedras ........................... 1 0Tierra sue lta y con algo de piedras .......................... 0.9 10Firme de grava, bien conservado ............................ 0,9 10Firme de grava , mal conservado ............................ 0,7 30Roca suelta abundante , con cantos agudos ..................... 0,7 30

6) Presión de aire de InfladoCorrecta ............................................ 1 010% subinflado ....................................... 0,9 1020% subinflado ....................................... 0,75 2530% subinflado ....................................... 0,5 50

7) MantenimientoExcelente ........................................... 1 0Medio .............................................. 0,85 15Pobre .............................................. 0,7 30

8) CurvasNinguna ............................................ 1 0Normales ........................................... 0,9 10Duras .................................. .......... 0,8 20

9) Pendientes ( Neumáticos motrices)Sin pendiente ......................................... 1 06% pendiente máxima ................................... 0,9 1015% pendiente máxima .................................. 0,7 30

10) Combinación de varios factoresNinguno ............................................ 1 0Varios, de carácter medio ................................. 0.9 10Varios , de carácter duro .................................. 0,8 20

471

TABLA V

Coeficientes para el cálculo de la vidaprobable de un neumático de cargadora

CONDICIONES Coeficientede reducción

NATURALEZA DEL MATERIAL

- Arena, grava, tierra sin piedras ............................................ 1- Arena, grava , tierra con piedras ............................................ 0,9- Trozos de roca en área bien cuidada ........................................ 0,8- Trozos de roca en área mal cuidada ......................................... 0,7- Trozos de roca dinamitada, cortantes ........................................ 0,6

CONDUCCION DE LA MAQUINA

Muy buena ............................................................ 1Mediana .............................................................. 0,8Brutal ................................................................ 0,5

POSICION DE LAS RUEDAS

Delante .............................................................. 0,6Atrás ................................. ............................. 1

POSICION DE lA CARGADORA AL ATACAR EL FRENTE DE CARGA

0.60.07

I:cd4

TIPO DE UTILIZACION

- Carga de material amontonado ............................................ 1- Frente de carga ...................................................... 0,7- Carga y transpo rte .................................................... 0,8

MANTENIMIENTO NEUMATICO

- Excelente .......................................................... 1- Mediano ........................................................... 0,8- Escaso ............................................................ 0,7

CARGAS

- Sin sobrecarga ....................................................... 1- Sobrecarga del 20% ................................................... 0,8- Sobrecarga del 30% ................................................... 0,5

472

i.2. Espuma cubiertas sin talón ("beadless"), protegidas con zapatasde acero, Fig. 12, pero cuyo uso se ha extendido poco.

.os neumáticos pueden llenarse con espuma en vez de:on aire.

=ste procedimiento tiene las siguientes ventajas:- El neumático es menos sensible a cortes y pincha-

zos.- Aumenta la posibilidad de apurar el desgaste de la

banda de rodamiento.

- Se elimina el mantenimiento de la presión del aire.

Sin embargo, el llenado con espuma aumenta la eleva-;ión de la temperatura del neumático. >

6.3. CadenasFigura 12.- Cubierta sobre zapatas de acero.

Una pala cargadora dotada de cadenas aumenta sucapacidad de tracción y su protección frente a los cortes La aplicación fundamental de estos neumáticos es enpor piedras en flancos y banda de rodamiento , Fig. 11. palas y tractores con ruedas grandes , aunque sePor esto, es muy utilizada en aquellas explotaciones donde prueban bandas idóneas para volquetes y mototraíllas.existe este último ri esgo de daños a los neumáticos.

Los componentes principales de esta configuración son:- Llanta especialmente diseñada, de una o dos

piezas, en cuyo caso se unen atornillándolas paramás fácil y segura instalación.

- Carcasa de construcción radial.- Banda de montaje: Es una correa de goma inexten-

sible rodeada circunferencialmente por capas dealambre de acero, entallada a la carcasa.

- Zapatas de acero, que van atornilladas directamentea sus respectivas planchas de anclaje moldeadas enla banda de montaje.

Este tipo de ruedas tienen las ventajas siguientes:- Suministran a la máquina buena tracción, flotación

y estabilidad.- Son resistentes a la abrasión y al calor.- Protegen contra los cortes en la corona.

Figura 11.- Cadena protectora . - Proporcionan gran duración cuando se trata conmateriales abrasivos (De 1.200 se pasa a 5.000

Tienen un alto valor de adquisición, pero en muchos horas de trabajo).

casos es una buena inversión ya que se consigue un - Cada componente (carcasa, banda y zapatas) ,menor coste de operación para el conjunto neumático- pueden sustituirse individualmente a medida que secadena que para el neumático sólo. desgastan o averían.

Se debe indicar que son ruidosas y obligan a unaconducción más molesta y fatigosa. Como inconvenientes hay que mencionar los siguientes:

- El peso extra sobrecarga el grupo motriz y aumentael consumo de combustible.

6.4. Neumáticos con zapatas - La conducción es más molesta y ruidosa que con

En línea con lo anterior, a mediados de los años ruedas convencionales.

setenta, Caterpillar y Goodyear sacaron al mercado unas - Alto valor de adquisición.

473

7. Bibliografía

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- MARTIN , J.W. et al .: "Su rface Mining Equipment ". - YOKOHAMA: "Selecting tires for aboye and belowMartin Consultants , Inc. 1982 ground". Mining Equipment International. 1983.

474

CAPITULO XIX

Motores diesel

1. Introducción 2. Definición de términosEl motor diesel cumplirá en 1992 un siglo desde que A continuación , se explican algunos de los términos másfue patentado por Rudolf Diesel . Su utilización en el frecuentemente utilizados en el estudio de los motorescampo de la minería a cielo abierto tuvo unos comien- térmicos:zos lentos y difíciles , no siendo hasta los años treintacuando se aplicó a un volquete minero . En la década de - Trabajo mecánico , es el producto de una fuerzalos cuarenta apareció la primera generación de car- por la distancia durante la cual actúa dicha fue rza.gadoras frontales sobre orugas que los montaba,mientras que los cincuenta y los sesenta supusieron la La unidad de trabajo es el julio:aparición respectiva en las retroexcavadoras y lasfrontales hidráulicas . 1 julio (J) = 1 Newton x metro (N.m)

Los motores diesel constituyen el sistema de - Potencia , es el trabajo realizado en la unidad deaccionamiento de la mayoría de los equipos utilizados tiempo.en la minería a cielo abie rto . En ocasiones . cuando lainfraestructura del área o las dimensiones y movilidad de La unidad de potencia es el vatio:los equipos dificultan el uso de energía eléctrica, seutiliza una combinación diesel-eléctrica , cuya fuente de 1 vatio (W) = 1 julio/segundo (J/s)accionamiento pri maria es diesel.

Presión media efectiva, (PME), es la presión mediaLa Tabla 1 refleja los equipos mineros estándar utilizados en el cilindro durante un ciclo completo.en una explotación a cielo abierto , y los sistemas deaccionamiento posibles . Se puede calcular a partir del diagrama ter-

modinámico , Fig. 1, y es la altura de un rectángulohipotético de base "a" y superficie S.

TABLA 1 pSistemas de accionamiento estándar

EQUIPO DIESEL ELÉCTRDIESEL

CO ELÉCTRICOS

Perforadoras X X XTractores X - Í -Palas de ruedas X X -Excavadoras X X X oRotopalas - - X VMototrafllas X - -Volquetes X X - Figura 1

Cintas transportadoras - - X- Presión media efectiva al freno, ( PMEF), es la

fracción de PME disponible en el volante de unmotor, una vez deducidas las pérdidas por roza-

Los motores de gasolina raramente se aplican en mientos internos.equipos de minería, quedando su uso reservadoa algunos vehículos ligeros , especialmente de - Potencia indicada en un motor monocilíndricoservicios . ( Pi), se calcula a partir de la PME, la superficie del

pistón "S" y su carrera "I", como sigue:La mayor ventaja que ha aportado la utilización delmotor diesel es el aumento de la movilidad de los Fuerza en el pistón:equipos. No obstante , su crecimiento ha sufrido diversos F = PME (Pa) x S (m) = PME x S (N)altibajos de rivados de la crisis del petróleo en la décadade los setenta y sus repercusiones sobre el precio de Trabajo por ciclo:los combustibles . Este hecho ha llegado a afectar T = F (N) x 1 (m) = PME x S x 1 (J)incluso a la utilización exclusiva del -diesel en losvolquetes , donde el desarrollo y aplicación de la alimen- Potencia indicada:tación eléctri ca vía trole en los accionamientos diesel- Pi = PME x S x 1 x N (W)eléctricos , ha permitido disminuir el consumo de gasó-leo. Siendo "N" el número de ciclos por segundo.

475

Como consecuencia: Definición de características

2 1.224 x Potencia régimen (kW) - Admisión de combustible. En el motor diesel el cicloPME (kg/cm) =Cilindrada (1) x RPM de compresión se realiza sólo con aire, elevándose la

temperatura del mismo. El combustible necesario se- Potencia al freno, se define como la potencia dis- dosifica, presuriza y conduce a los inyectores donde se

ponible en el volante para realizar un trabajo útil. Se pulveriza en el interior del cilindro, mezclándose con elobtiene por medio de un dinamómetro. aire, e inflamándose como consecuencia de las eleva-

das temperaturas existentes.- Par motor, es la fuerza de giro que produce el - Relación de compresión . Es la existente entre el

motor. volumen de aire en el cilindro con el pistón en elpunto muerto inferior (P.M.I.), y el volumen de aire

La relación del par y la potencia viene expresada por la cuando se halla en el punto muerto superiorfórmula: (P.M.S.), Fig. 2.

P (kW) =Par (N.m) x RPM

V, + VZ9.552 R = VT =- Eficiencia mecánica, es la relación entre la poten- V, v,

cia al freno y la indicada.- Eficiencia volumétrica , es la relación del volumen

de aire que entra en el cilindro y el desplazado por - áel pistón. ó ., ó

En los motores de 4 tiempos y aspiración natural es del worden del 85% y en los sobrealimentados , aproximada-mente,

m Q =del 130%. 3 «

3. Características generales

3.1.Características del motor diesel ; QEl motor diesel se define como aquella máquina decombustión interna capaz de transformar el calorproducido como consecuencia de la ignición de uncombustible , gasóleo , en trabajo mecánico de rotación.El proceso consiste en introducir aire en un cilindro, P.M.S. P. M. 1.donde mediante un pistón se comprime incre- Figura 2.- Volúmenes caracteristicos en un cilindro.mentándose , como consecuencia , la temperatura hastalas proximidades de los 500°C. En este momento seinyecta el combustible produciéndose instantáneamente - Encendido . Como consecuencia de las elevadasla ignición y expansión de la mezcla. relaciones de compresión utilizadas, entre 15 y 24:1,

se alcanzan presiones del orden de 3.800 kPa yLa Tabla II refleja las características más . destacables elevadas temperaturas, suficientes para producir ladel motor diesel. ignición del combustible inyectado en el momento

TABLA IIoportuno.

Características del motor diesel - Par motor. Es la fuerza de giro existente en elcigüeñal del motor, y su valor es el producto de lafuerza actuante por la distancia al eje de giro. Suunidad es el newton-metro, N.m. (1 kg.m = 9,807

RelaciónAdmisión dee compresión

combustibleVariableVriadel

entreinyector

15-24:1 N.m.) . Los motores diesel se caracterizan porEncendido Por temperatura del aire mantener unos adecuados valores de par motor,

comprimido esto es, fuerza de tracción , a lo largo de la gamaPar motor Poco variable dentro de la gam de giro del motor.de r.p .m. del motorRendimiento térmico 35-40% - Rendimiento térmico. La energía química contenidaToxicidad de los gases Inofensivo , CO muy reducidoConstrucción Robusto y voluminoso en el combustible se transforma en calorífica en elVelocidad de rotación Moderada < 2.500 r.p.m. interior del cilindro . Las pérdidas en la transfor-Presión máx. de compresión Variable, 3-4 MPa oración son del 25-30% en el sistema de refrigera-Temperatura máxima de ción , igual valor en los gases de escape , y cercacompresión Ga ,Combustibl e Gasóleo (N.. cetano > 45) del 10% en contrarrestar fuerzas de rozamiento

interno , con un balance final de un 35% disponiblepara desarrollar trabajo efectivo.

476

Toxicidad de los gases. Las elevadas relaciones Teóricamente, la presión alcanzada se rige por lade compresión que se alcanzan en el interior del fórmula:cilindro suponen unas condiciones de combustión enlas que ésta se completa en buena medida, produ- kciéndose, como consecuencia, fundamentalmente P, = P. . rCO, que es un gas no tóxico.

donde:La calidad de los gases de escape de un motordiesel les hace irremplazables en trabajos sub- P. y P, = Presiones en el cilindro, antes deterráneos. La Tabla III es un ejemplo de los gases comenzar el ciclo de compresión, y alproducidos como consecuencia del proceso de final, respectivamente.combustión.

r = Relación de compresiónk = Constante característica del aire.

TABLA 111Temperatura máxima de compresión . Durante elCalidad de los gases de escape ciclo de compresión las moléculas del aire intro-

de un motor diesel ducido en el cilindro aumentan su velocidad, produ-ciéndose como consecuencia el incremento de latemperatura del aire hasta alcanzar la denominada

Potencia: 155 kW a 2.100 r.p.m. temperatura de compresión. Esta temperatura noConsumo gasóleo: 60 I/h. (S = 0,2%) tiene relación con la que se alcanza cuando seConsumo de aire: 1.650 kg/h produce el proceso de combustión.

La temperatura de compresión del aire en el interiorGases de escape Peso (kg/h) % del cilindro depende de:

CO, 157,8 9,3 • La temperatura del aire cuando entra en elcilindro.

NZ 1.266,7 74,5 • La relación de compresión utilizada, y0, 212,2 12,5

• La constante característica del aire.H20 62,6 3,7CO 0,3 0,02 La expresión teórica de su valor corresponde a la

fórmula:NO 1,1 0,06 k-1NO1,1,7 0,1 T, = T, . r

HO 0,1 0,006donde:

SO2 0,2 0,012T, y T. = Temperaturas absolutas final e inicial

respectivamente.r = Relación de compresión.

- Calidad de construcción. Las condiciones imperan- k = Constante característica del aire.tes en el cilindro, en cuanto a elevadas presiones ycaracterísticas del ciclo de combustión y expansióntípicas del motor diesel, requieren un apropiado Los valores teóricos de presión y temperatura dediseño y robustez en elementos como bloque, compresión se ven afectados por la velocidad decigüeñal, cojinetes, pistones, bielas, etc. La calidad giro del motor, altitud, relación presión-volumen ymetalúrgica alcanzada con los materiales actuales climatología. En la práctica, los valores son bastantehace que la robustez de un motor diesel no sea menores por solape de válvulas, por fallos de cierre,sinónimo de máquinas de gran peso. por desgaste de cilindros y por pérdidas de tempe-

- Velocidad de rotación . Existen motores diesel con ratura debidas al sistema de refrigeración.velocidades desde 90 a 6.000 r.p.m., aunque losaplicados en maquinaria de minería tienen regíme- - Combustible . El combustible diesel es un productones de giro inferiores a 2.500, con objeto de alcan- de la destilación del petróleo, y cuyas propiedadeszar una mayor longevidad mecánica. dependen de forma importante del tipo de crudo

original y del proceso de refinado utilizado.- Presión máxima de compresión . La presiónmáxima que alcanza el aire en el cilindro, durante Las especificaciones del combustible son estableci-el ciclo de compresión, depende de las revoluciones das por los fabricantes de motores. de acuerdodel motor, desgaste de las paredes del cilindro, de con una serie de propiedades cuya gama de valo-los aros de los pistones, estado de las válvulas, etc.

• Indice cetano : 40 - 60 • Residuo carbonoso: < 0,5%

• Temperatura autoencendido . = 280°C • Cenizas y agua: nulos

• Poder calorífico superior: 42-44 MJ/kg • Azufre: < 0,5%

• Punto de inflamación: > 65°C Las especificaciones actuales del gasóleo B se• Peso específico : 830 - 860 g/I recogen en la Tabla W.

TABLA IV

Especificaciones del gasóleo de automoción

LIMITES DE ESPECIFICACION

CARACTERISTICAS UNIDADES España U.S.A. (NO.2.D)

Mínimo Máximo Mínimo Máximo

Densidad a 15•C kg/1 0,825 0,860 - -Azufre % en peso - 0,3 - 0,51. cetano 50/65 (adt) - 40 -Destilación:65% recogido °C 250 -90% recogido °C - 350 282 338Punto final •C - 380

Viscosidad ( 1,4-14,9 ) cSt - 5,2 1,9 4,1(15,9-31 .3) cSt - 4.3

Punto de inflamación °C 55 - 52 -Cok Ramsbottom (s/10% residuo) % en peso - 0,2 - 0,35Agua y sedimentos % en vol . - 0,1 - 0,05Corrosión tres horas 100° 1 bmáx. - (a 509C)

No.3Transparencia y brillo - CumplePunto de obstrucción fi ltro fr ío (POFF) °C -8

•C 0Punto de enturbiamiento °C - 1 - sfCPotencia calorífica superior kcal/kg 10.500 -Cenizas % en peso 0,01

En algunas especificaciones de motores diesel aparece 3.2. Ciclos del motor dieselel tipo de combustible recomendado en unidades °API,a una temperatura determinada , conve rtibles en peso Los motores diesel son de dos Tipos básicos : cuatroespecífico mediante la expresión : tiempos y dos tiempos.

141,5Pe a) Motor de cuatro tiempos131,5 + °API

El motor de cuatro tiempos utiliza una carrera del pistónpor cada fase del ciclo, lo que supone que por cadacarrera, el cigüeñal realiza medio giro , y dos giros para

Por ejemplo 35 °API a 60°F, equivalen a un combusti ble un ciclo completo del motor. La Fig. 3 esquematiza losde 0,850 g/cm3 a 15 ,6°C. distintos tiempos:

47R

AIREINYECCION

Wí

GASES

in

O O O O

O O O O

1. ADMISION 2. COMPRESION 3. COMBUSTION 4. ESCAPE

Figura 3

1. Admisión . El aire entra en el cilindro a través de la b) Motor de dos tiemposválvula de admisión en posición abie rta y la deescape cerrada como consecuencia de la depresión En este tipo de motores, a cada ciclo completo decreada al desplazarse el pistón del P.M.S. al P .M.I. trabajo corresponde un giro del cigüeñal , lo que supone,La entrada de aire puede realizarse a presión por comparación con el motor de cuatro tiempos, elatmosférica , o forzada mediante compresor . doble de ciclos de trabajo a igual velocidad dei motor,

Fig. 4. Teóricamente, el motor de dos tiempos desarro-2. Compresión. Con las válvulas cerradas , el pistón llaría doble potencia que uno de cuatro tiempos con

asciende del P.M.I. al P.M.S. comprimiendo el aire igual cilindrada y número de cilindros , aunque en la(3.100 - 3.800 kPa), y elevándose la temperatura (- práctica, por problemas de barrido de gases , sólo se550°C) de forma que pueda inflamarse el gasóleo. alcanza una potencia del orden del 50% mayor.

3. Combustión. Con el pistón próximo al P.M.S. se En maquinaria de minería son conocidos y utilizadosinyecta o pulveriza el combustible , produciéndose su ampliamente los motores de dos tiempos Detroit Dieselinflamación , y, como consecuencia de la presión Allison, de G.M., cuyo sistema de operación se describegenerada, hace descender el pistón . seguidamente.

4. Escape. Una vez el pistón próximo al P.M.I., se abrela válvula de escape , el pistón comienza su carrera El ciclo de trabajo se realiza en cuatro fases , y un giroascendente y expulsa los gases quemados, finalizan - de cigüeñal, Fig. 5.do el ciclo.

1. Barrido . La bomba soplante introduce aire en elDe los cuatro tiempos descritos ante riormente , tres cilindro , por las lumbreras de admisión, expulsandode ellos son consumidores de trabajo , por lo que el los gases quemados por la válvula de escape, yfuncionamiento regular del motor se consigue con dejando el cilindro lleno de aire limpio . El pistón estávarios cilindros y volante de inercia en el cigüeñal . en el P.M.I.

MOTOR 4TIEMPOS

Admisión Compresión Combustión Escape

2 giros de cigüeñal

MOTOR 2 TIEMPOS

Admisión Combustión Admisión CombustiónCompresión Escape Compresión Escape

Is-- 1 giro de cigüeñal �'- 1 giro de cigüeñal

Figura 4

INYECCION

J

AIREAIRE AIRE AIRE I AIRE GASES

r r, r lllllt•� , rrrr a •�'

1. BARRIDO 2 . COMPRESION 3. COMBUSTION 4. ESCAPE

Figura 5

2. Compresión . El pistón , que se hallaba en el P.M.I., 3.3. Características de diseñocomienza su ascenso sellando las lumbreras de ad-misión, y , cerrada la válvula de escape , el aire se Las características generales de diseño de los motorescomprime y calienta progresivamente . diesel son muy similares en todos los fabricantes,

correspondiendo las mismas a la gama de parámetros3. Combustión . Próximo el pistón al P.M.S. se inyecta siguientes:

el combustible produciéndose su inflamación comoconsecuencia de la presión y temperatura . El pistón - Configuración constructiva de cilindros en línea hastaes empujado hacia el P . M.I., ab riéndose , poco antes 6, y en V hasta 16 . Foto 1.de llegar , la válvula de escape.

4. Escape. Con la válvula de escape abierta comienza- Cilindradas de hasta 70 litros.

la salida de los gases quemados, forzada por el aire - Potencias de hasta 1 .500 kW a 1.800 r.p.m.de barrido , y una vez que el pistón , en su descenso,descubre las lumbreras de admisión . - Valores de par motor de hasta 7.000 N .m., dentro

de la gama de 1.200 - 1.800 r.p.m.

Las fases de admisión y escape del motor de dos - Reguladores de inyección de velocidad variable,tiempos se realizan en un corto periodo , siendo accionados mecánica, hidráulica o electrónica-facilitadas por el soplado forzado de una bomba de mente , y con coeficiente de irregularidad de 8rotores tipo Roots . Este sistema soplante monoflujo y a 10%.las camisas de los cilindros con lumbreras son, desdeun punto de vista mecánico , los componentes más - Los motores de determinados equipos móviles estandiferenciados en relación con el motor de cuatro diseñados para trabajar con inclinaciones del ordentiempos . de 35° en sentido longitudinal , y 15° en el transver-

sal.

é•,7 • F!^'7

•• w

Foto 1 .- Motores diesel de 4 y 16 cilindros.

480

- El diseño de los componentes se realiza con el La unidad de potencia en el Sistema Internacional (SI)criterio de facilidad de mantenimiento , reparación e es el Kilovatio (kW).intercambiabilidad de elementos en familias demotores . Por definición 1 kW = 103 julios por segundo

- Los sistemas de arranque pueden ser de accio-namiento eléctrico , neumático , o con motor auxiliar Otras unidades y equivalencias son:de arranque eléctrico.

1 CV =75kg .m.s'=0,735kW- Mejora de la eficiencia de la combustión , y conse- 1 HP = 0,746 kW.

cuentemente menor nocividad en los gases deescape y mayor potencia, mediante la alimentaciónde aire comprimido y enfl'iado , Fig. 6. Puesto que la potencia suministrada es variable con la

velocidad de giro del motor, la magnitud potencia debesiempre ir acompañada de las revoluciones a las cualesse obtiene . Otros factores de tipo operativo que afectana la capacidad para producir potencia son: la presiónatmosférica , temperatura ambiente y del combustible,

4. Especificaciones de operación del humedad , componentes auxiliares del propio-motor, con-siderados o no al realizar la medición , y condiciones detrabajo . En un intento de regularizar las condiciones delos ensayos, algunos paises disponen de normas, siendolas más importantes:

4.1. Curvas característicasBS. British Standard del Reino Unido , con referencia

Las especificaciones de un motor comprenden el 5514.conjunto de datos característicos básicos de fun- DIN. Deutsche Industrie Normen de Alemania, concionamiento del mismo . Su presentación adquiere una

referencia 6271.configuración teóricamente clara y resumida y debepermitir definir las características de un motor, o es- ISO. International Standards Or anization , con la 3046/1.tablecer comparaciones en cuanto a la capacidad de . gtrabajo que puede realizar.

SAE. Society Automotive Engineers de U.S .A., con la JEl motor diesel es una máquina que consume energía 1349.de tipo químico en forma de gasóleo , y la transforma enmecánica mediante el giro de un eje condiciones de medición se realizan de acuerdo conje a determinada

datos cuyo resumen , para las normas más acep-velocidad . Esta magnitud constituye lo que se denomina lospotencia. tadas internacionalmente , se recogen en la Tabla V.

2! ETAPA(ALTA PRESION) 125°C

83 kPo AOMISION

033°C

AIRE ANTESDE ENFRIAR

205°C209 kPaTURBOCOMPRESOR19

IJ (8JAPPRESION)

GASES DEESCAPE640°C ESCAPE19IkPo ' 460°C

MOTOR5579C82 kPo

SISTEMAENFRIADOR- ADMISION MOTOR

106 °C203 kPo

Figura 6.- Diagrama de flujos en un motor diesel turboalimentado y enfriado.

481

TABLA V

Condiciones de medición de potencia

SAE J 1349 DIN 70020 DIN 6271

DIN 7ODE0\

= .NP (MARINA) j DIN EE7$ NN►OTENCIAMARINA

Q Q

(NTERMITENTE) GDIN Imn a NA (UTIL)

CL OE p(CONTtNUA)

DIN 4271 A#* (CONTINUA)

RPM RPM

Temperatura 25° C (77° F) 25° C 200 CPresión barométrica 100kPa (29,61 in.Hg) 750 mm.Hg 736 mm.HgPresión vapor de agua lkPa (0,30in.Hg) -

(humedad relativa) 60%P. barométrica seca 99kPa (29.31 in.Hg)Densidad de aire seco 1 , 16kg/m3 (1.961b/yd3)

Los resultados de la medición de la potencia pueden condiciones de carga del motor . El consumo se expresaexpresarse de dos maneras : en g/kWh.

• Potencia bruta, desarrollada por el motor dotado sólo Estas características permiten establecer las curvas dede los accesorios esenciales para su funcionamiento, rendimientos de cada motor. La Fig. 7 corresponde acomo son el volante , y las bombas de aceite y los rendimientos obtenidos por un mismo motor, concombustible . aspiración natural (a), o turboalimentado (b).

• Potencia neta , producida por el motor completamente Las curvas anteriores figuran en una ficha técnica deequipado con todos los accesorios necesarios para especificaciones , con otros datos como:desarrollar su función prevista. Es la potencia útil enla salida del motor (volante), y la que permite sumejor caracterización . Modelo a. Aspirado b. Turboalimentado

Otra característica del motor es su par, definido como la TIPO 4 Tiempos inyección directafuerza de giro transmitida por el cigüeñal , y expresada Aspiración Natural Turboalimentadoen newton metro (N.m). El giro del cigüeñal se produce y enfriadopor la fuerza aplicada en el pistón durante el ciclo de NQ Cilindros 6 en líneacombustión y transmitida a través de las bielas . La Diámetro x carrera (mm) 115 x 135capacidad máxima de giro se produce en el momento Cilindrada (1) 8,4de mayor presión en el cilindro , y corresponde a una Relación de c 17:1 15.5:1velocidad del motor infe rior a la máxima alcanzable,

Potencia máx .compresión

pr a rpm) 112a2.000 132a2.000motivado por las pérdidas de rendimiento mecánico queocurren en la gama alta de velocidades. Par máximo (N.m a rpm ) 570 a 1 .400 87o a 1.400

(según DIN 6271)En las máquinas existentes en las explotaciones mine- Peso (kg) 920 930ras, los motores que las accionan están sometidos a Lubricación Forzada, por bomba de engranajescontinuas variaciones de carga durante su ciclo de Arranque Eléctrico, 24 V.trabajo . Esta circunstancia exige que los motoresdispongan de mayor reserva de par, esto es el porcen-taje de incremento del par cuando trabaja en vacío a La ficha refleja también otros datos, como gama deelevadas revoluciones, y el momento de sobrecarga altitudes en la que se garantizan las prestacionesmáxima. nominales, materiales que configuran los componentes

principales del motor, sistemas de refrigeración deFinalmente, las características anteriores se acompañan fluidos, lubricación, filtrado, sistemas de seguridad,del consumo de combustible, dependiente de las etc.

482

V C x RPM x E

3 120 2.000

la

Z p0 donde:w

á V = Volumen de aire, (m3/min).C = Cilindrada(¡).

Eficiencia volumétrica del motor.150 E =

7 Cuando el motor es de dos tiempos, el volumen de airenecesario según la fórmula ante rior debe duplicarse.

zoo El valor de la eficiencia volumétrica es del orden de un85% para un motor de aspiración natural , y 130%, de

z promedio, en los sobrealimentados.0: 650-0

bEl aumento de la temperatura del aire de admisión secorresponde con una menor densidad del mismo y,

600- consecuentemente , unas condiciones más ineficientes enla combustión . Esto supone una disminución del ren-dimiento del motor y un mayor consumo específico.

550° Este factor se ve considerablemente agravado en la

actualidad , ya que la mayor parte de los motores dieselutilizados en la maquinaria minera están sobrealimen-tados. Esta operación consiste en presu rizar el aire deadmisión , con el resultado de incrementar el volumen0 <> 230-

2 �.. ° del mismo y la cantidad de combustible inyectado, cony

ú8220- b mejora del rendimiento del motor. El aire de admisión en

cZ.2 estas condiciones debe ser enfriado previamente a su

O w° 1000 1200 1400 I600 1800 2000 entrada en los cilindros , Fig. 8.(r. p. m.)

INTERCAMBIADOR° = ASPIRACION NATURAL

b = TURBOALIMENTADO

Figura 7.- Ejemplo de curvas características. 150°C

30°C

4.2. Otros factores de operación loo°c1eT0a¿r--� COMPRESOR

El motor diesel precisa aire para el proceso de combus-tión, por tanto sus características de funcionamiento y MOTORrendimiento pueden verse afectadas por los factoressiguientes:- Condiciones del aire de admisión.- Altitud.

760 °C (ENFRIADO)- Condiciones del combustible. 840°C ( NO ENFRIADO)

Figura S.- Gama de temperaturas del aire de admisión.

a. Condiciones del aire de admisiónLos sistemas de enfriado consisten en situar un radiador

La temperatura y calidad del aire influyen sobre el intermedio (intercambiador), por cuyo interior circula el

rendimiento y duración del motor. aire de admisión, siendo el fluido refrigerante el aguadel propio motor o el aire.

Las necesidades de aire para un motor de cuatro El factor temperatura del aire de admisión representatiempos y aspiración natural se estiman a partir de la una pérdida de potencia del 1% cada 2°C por encimaexpresión siguiente: de los 28°C, según cálculos de algunos fabricantes.

483

En cuanto a la calidad del aire de admisión, éste debe para su prevención (riego de superficies, captadores encarecer de polvo, ya que la mayor o menor abrasividad la perforación, etc) y, de otra parte, los filtros dedel mismo representa un factor de desgaste acelerado protección del motor cuando sea necesario.en segmentos , pistones, válvulas, etc., acortando la vidadel motor.El ejemplo desarrollado a continuación aporta una idea

b. Altitud

del polvo que debe retener un filtro en un motor diesel El rendimiento de un motor se expresa habitualmentede 4 tiempos y en las condiciones de trabajo siguientes: según las condiciones de alguna de las normas enun-

ciadas anteriormente (SAE J 1349, DIN 6271, etc).Vehículo Volquete 75 t Cualquiera de ellas considera unas condiciones de altura

Potencia neta ........... 650 kW a 1.800 rpm ' equivalentes a las del nivel del mar.

Cilindrada .............. 34 litros El incremento de la altura lleva consigo una disminuciónde rendimiento en el motor, ya que existe un descenso

Factor de carga .......... 80% en la densidad del aire-combustible en el interior de laContenido de polvo ambiental . 5 mg/m' cámara de combustión. La Tabla VI muestra los valoresAire necesario ........... =160 x 10' m'/h (50') de la densidad del aire para diferentes alturas, supuestaPolvo retenido ........... 800 g/h. una densidad de 1,225 kg/m' a 15°C y presión baromé-

trica de 1.013 mb.La modificación del rendimiento de un motor diesel con

Dado que las condiciones ambientales en una explota- la altura es una característica definida por cada fabri-ción a cielo abierto implican la existencia de polvo en cante, aunque, como estimación, se pueden considerarsuspensión, deben controlarse, por un lado, los factores los valores recogidos en la Tabla Vil.

TABLA VIAtmósfera estándar según NASA (1962)

ALTITUD PRESIÓN TEMPERATURA DENSIDAD(m) (bar) (°C) (kg/m')

0 1,013 15,0 1,225100 1,001 14 ,4 1,213200 0 ,989 13,7 1,202300 0 ,978 13, 1 1,190

400 0 ,966 12,4 1,179500 0 ,955 11 ,8 1,167600 0 ,943 11,1 1,156800 0 ,921 9,8 1,134

1.000 0 ,899 8 ,5 1,1121.200 0,877 7,2 1,0901.400 0,856 5,9 1,0691.600 0 ,835 4 ,6 1,048

1.800 0,815 3 ,3 1,0272.000 0,795 2,0 1,0072.200 0,775 0,7 0,9862.400 0,756 - 0,6 0,966

2.600 0,737 - 1,9 0,9472.800 0,719 - 3,2 0,9283.000 0,701 - 4,5 0,9093.200 0,683 - 5,8 0,891

3.400 0,666 -7,1 0.8723.600 0,649 - 8,4 0,8543.800 0,633 - 9,7 0,8374.000 0,616 - 11,0 0,819

5.000 0,540 - 17,5 0,7366.000 0,472 - 24,0 0,6607.000 0,411 - 30,5 0,5908.000 0,356 - 37,0 0,525

484

TABLA VIIReducción de potencia con la altura

SISTEMA DE ALIMENTACIÓN PÉRDIDA DE POTENCIA CONDICIONES%

- Aspiración natural• 4 tiempos 3,0 Cada 300 m, a partir de 300 m.

• 2 tiempos 1,5 Cada 300 m , hasta 1.800 m.

3,0 Cada 300 m , a parti r de 1.800 m.

- Turboalimentado

• 2 y 4 tiempos 0 Hasta 1.500 m.Variable A partir de 1.500 m.

Los motores provistos de turbocompresor se ven menos debe eliminarse antes de que su presencia puedaafectados por el aumento de altitud, compensando la afectar a los mecanismos de inyección.menor densidad del aire con una mayor velocidad de laturbina del compresor , lo que incrementa el volumen de Las medidas recomendables para realizar un correctoaire, manteniéndose aproximadamente el mismo peso de almacenado y servicio son:aire, y su relación con el de combustible inyectado. Porencima de los 3.000 m esta relación cambia , por lo que • Depósitos de forma preferiblemente cilíndrica, grandebe disminuirse el caudal de combustible con la capacidad , y en acero . No debe utilizarse chapa gal-consecuencia de una pérdida de potencia. vanizada , ya que el cinc es atacado por el gasóleo.

c. Condiciones del combustible • El depósito debe situarse con una ligera pendientedel 4%, Fig. 9. El orificio de salida estará situado a

El aumento de temperatura en el gasóleo representa 10 cm del fondo en el lado más elevado . Mientras

una disminución en la densidad y, por tanto , en el peso que el de purga de agua y sedimentos se situará en

inyectado . Las variaciones de temperatura del combus- el punto más bajo.tibie afectan , de forma poco significativa , al rendimientodel motor, disminuyendo la potencia cuando aumenta la • Debe purgarse el agua y sedimentos con periodicidad

establecida , y antes de cada llenado-temperatura, y a la inversa.

Algún fabricante de motores estima una pérdida de Opotencia de 2% por cada grado (°C) que supere los32°C del combustible.

Donde el factor temperatura puede tener una mayorrepercusión es en la comercialización del gasóleo, yaque el suministro de grandes volúmenes se controla porpeso . Recuérdese que las actuales especificacionesvigentes en España establecen para la densidad del ,oem.gasóleo a 15°C, unos valores mínimo y máximo de0,825 y 0,860 kg/l, que ya representan una posible --------------------variación del 4% a temperatura constante . 4%

Un factor de la máxima impo rtancia en el combustible autilizar , supuestas unas especificaciones técnicas 1 . Registro de inspección.inamovibles , es su limpieza y correcto almacenamiento . 2. Vari lla medidora.

Los filtros instalados en el motor deben llegar a retener 3. Tubería de ventilación.part ículas de hasta 2 µ , pues existen orificios en los 4. Entrada de gasóleo.circuitos de inyección con abe rturas del orden de 5. Purgador.0,0025 mm . 6. Salida de gasóleo.

El agua es un contaminante que aparece , generalmente,por condensación en los depósitos de combustible , y Figura 9.- Depósito de combustible.

485

• No mezclar tipos o marcas de gasóleo distintos. b) Condiciones operativas

• Cuando se llene el depósito, debe dejarse reposar su Algunos factores que se deben considerar al seleccionarcontenido algunas horas antes de reiniciar el suminis- un motor son:tro.

Condiciones ambientales de polvo, dimensionado y• Cuando se utilicen bidones, se posicionarán horizon- sistemas de seguridad en los elementos de filtrado

talmente, Fig. 10, apoyados en sitio seco, protegidos de admisión.de las inclemencias del tiempo y fuera de la accióndirecta del sol. - Condiciones de temperatura, que pueden afectar,

cuando es elevada, al dimensionado de los sistemasde refrigeración, o, si son bajas, a los de arranquey calentadores de aceite y combustible.

- Características de altitud, compensables medianteturbo-compresores, que reducen la pérdida de

f potencia, los humos de escape, etc.

Q ®Q - Características de humedad y corrosividad ambien-tal, que pueden afectar a la estanqueidad de lossistemas o equipos eléctricos.

Sistemas automáticos de detección y lucha contraFigura 10.- Almacenado de bidones . incendios, ya que las duras condiciones de trabajo

y las numerosas fuentes potenciales de incendio(temperatura de conductos de escape, de turbo-

5. Criterios de selección de motores compresores, cortocircuitos, etc), suponen un riesgopara las personas y el equipo.

Algunos fabricantes de equipos mineros contemplan ensu gama de productos la posibilidad de elegir motoresde distinta procedencia. Habitualmente, estas alternativasse apoyan en:

c) Características del motor- Motores de características similares y fabricantes

distintos. - Análisis de las curvas características en relación conlas del trabajo a desarrollar, especialmente en los

- Motores de características diferentes según la utiliza- valores de par motor y su reserva, que marcan lación a la que se destine el equipo. capacidad para asumir cargas variables.

Cuando se analiza el motor diesel de un equipo minero - Aquellos motores cuyo ciclo de trabajo debedeben considerarse los criterios básicos siguientes: afrontar cargas elevadas durante cortos periodos,• Aplicación. deben disponer de un porcentaje de reserva de

par mayor que si las condiciones son más• Condiciones operativas. homogéneas.• Características del motor. - Las mejores características con carga variable• Mantenimiento. corresponden a regímenes de funcionamiento• Servicio. óptimo, próximos al 80% del par motor máximo

especificado.

Las características alcanzadas por un motor a susa) Aplicación máximas revoluciones no son adecuadas para

alcanzar una eficiencia adecuada, un nivel deLos factores a considerar son: consumo óptimo, una vida del motor o una dispo- {

nibilidad mecánica correctas.- Calidad de movilidad o no del equipo en el que estáinstalado, por ejemplo en un volquete o en un com-presor. - La potencia del motor, que debe especificarse como

neta o al volante, y que es la realmente disponible- Fluctuaciones de carga en el ciclo de trabajo, por para realizar un trabajo útil en condiciones de carga

ejemplo en un tractor de orugas o en una motoni- intermitente, continua o máxima. Igualmente lasveladora. revoluciones a las que se obtiene, que actualmente

suelen ser inferiores o del orden de las 2.000 r.p.m.,- Régimen de carga, continua o intermitente. Fig. 11.

486

Aspectos tales como el almacén de repuestos , plazo de2400 disponibilidad de los mismos, calidad del personal de230C asistencia , programas de formación , etc., deben ser2200 tenidos en cuenta de forma prioritaria." INTERMITENTE

p 2100

02000

Q1900-18w. TINUO

1700-

1600-

6. Tendencias y nuevos desarrollosLas tendencias actuales en el desarrollo de motores15W - diesel aplicados en minería se orientan hacia los

1400 - campos siguientes:

1300 1300 1400 1500 1600 1700 teto 1800 zoco 2100 2200 - Logro de mayores potencias específicas (kWhl deRPM cilindrada), mediante la utilización de turbo-compresores , que suponen la admisión de mayorcantidad de aire, y enfri adores , que permiten elincremento en la densidad del aire por reducción de

600 su temperatura.

500 - Algunos fabricantes , como Cummins en su serie K,INTERMITENTE han desarrollado la alimentación de aire mediante

Zaoo dos etapas de turbocompresión , Fig. 12, con objeto

óde disponer de mayores posibilidades en la obtenión

CONTINUO de potencia, así como unos consumos más reduci-dos en una amplia gama de velocidades.

200 - Mejora de la eficiencia térmica, desde valoresactuales inferiores al 40% hasta cerca del 50%,mediante una reducción de la energía perdida y su1

1300 tato 1500 1600 1700 Ie00 1800 2000 2100 2200 mejor aplicación como trabajo.RPM

- Reducción en el consumo de combustible a nivelesFigura 11.- Curvas características en régimen continuo e infe riores a 200 g/kW/h e investigación de otrosintermitente .alternativos , bien líquidos (aceites vegetales, alcoho-les, etc), o gaseosos (GLP, metano, etc.).

- El índice Presión Media Efectiva al Freno ( PMEF),que señala la presión media ejercida en los pis- - Control electrónico de operación del motor, quetones . Cuanto mayor es su valor, menor es la vida permite reducir y optimizar el consumo , los gasesesperada del motor. nocivos de la combustión , mejorar la regularidad de

funcionamiento , establecer su autodiagnóstico, ymedidas de protección.

d) MantenimientoLa Fig . 13 representa los componentes fundamen-

- El motor y sus componentes deben estar cons- tales del sistema de control electrónico (DDEC)truídos en materiales de calidad probada . desarrollado por Detroit Diesel Allison . La Fig. 14

esquematiza este sistema electrónico con las- El diseño debe ser limpio , fácilmente accesible para funciones del motor sometidas a control y regula-

mantenimiento o reparaciones. ción.

- Modularidad en su construcción y ventajas de la - Tecnología de materiales de características mecáni-intercambiabilidad de componentes en la flota cas , térmicas y de desgaste, superiores a laspropia. actuales y aplicadas al motor y componentes con

objeto de alcanzar una mejor disponibilidad operativay periodos más prolongados entre revisiones genera-

e) Servicio les.

La calidad del servicio postventa, además de la posible - Aplicación de compuestos cerámicos como reves-mayor cercanía del distribuidor , son probablemente los timiento de cabeza de pistones , cilindros, conductosfactores finales que condicionan una elección deter- de escape , etc., al objeto de mejorar el rendimientominada . térmico del proceso de combustión.

487

BAJA PRESION BAJA PRESION

ENTRADA AIRE>- ENTRADA AIRE

COMPRESOR TURBINA TURBINA COMPRESOR

�PREjJ

COMPRESOR TURBINA TURCOMPRESOR

INTERCAM- INTERCAM-SIAOOR BIADOR

BANCADA BANCADAIZQUIERDA DERECHA

Figura 12.- Flujo de gases en motores con doble sistema de turbooompresores.

MODULO DE CONTROL

UNIDAD DEELECTRONICO

DISTRIBUCIONELECTRONICA SENSORES

MEMORIAPROGRAMABLE

INYECTOR PEDAL DE MANDODE CONTROL ELECTRONICOELECTRONICO

Figura 13.- Sistema de control electrónico de Detroit Diesel(DDEC).

Mejoras en los procesos de fabricación que permitan - Programas de mantenimiento preventivo máscomponentes más homogéneos, dimensiones y sencillos y efectivos, con diseño accesible y cómodoajustes más precisos, reducción y simplificación de de los puntos de servicio.accesorios, etc.

488

BAJA PRESION BAJA PRESION

ENTRADA AIRE' l <ENTRADA AIRE

COMPRESOR TURBINA TURBINA 1111 COMPRESOR

ALTA PRESION ALTA PRESION

DCOMPRESOR TURBINA TURBINA COMPRESOR

1

C

%

1INTERCAM- INTERCAM-SIADOR BIADOR

BANCADA BANCADAIZQUIERDA DERECHA

Figura 12.- Flujo de gases en motores con doble sistema de turbocompresores.

MODULO DE CONTROL

UNIDAD DEELECTRONICO

DISTRIBUCIONELECTRONICA SENSORES

MEMORIAPROGRAMABLE }

INYECTOR PEDAL DE MANDODE CONTROL ELECTRONICOELECTRONICO

Figura 13.- Sistema de control electrónico de Detroit Diesel(DDEC).

Mejoras en los procesos de fabricación que permitan - Programas de mantenimiento preventivo máscomponentes más homogéneos, dimensiones y sencillos y efectivos, con diseño accesible y cómodoajustes más precisos, reducción y simplificación de de los puntos de servicio.accesorios, etc.

488

DISTRIBUCION PROGRAMA FRENO MOTORSINCRONIZACION SEÑAL DE

MANDO UNIDAD DEDISTRIBUCa

POSICION ACELERADOR0 SEÑAL DE ELECTRON

RETORNO INYECTOR DE CONTROLMODULO ELECTRONICO

PRESION COMPRESOR DE CONTROL TACOMETROELECTRONICO CONTROL DE POTENCIA

TEMPERATURA ACEITE REGULADOR DE VELOCIDAD

CIRCUITO DE DIAGNOSTICO

LPRESION ACEITE

PARADA DE MOTORPARADA DE VELOCIDAD MAXIMA

NIVEL AGUA COMPROBADOR LAMPARAS

TEMPERATURA AIREODE VELOCIDAD

CONTROL DEO8ATERIAVELOCIDAD

LINEA PETICION DE DATOSFigura 14 .- Esquema del sistema de control electrónico ( DOEC).

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489

CAPITULO XX

Cálculo de rendimientos

1. Introducción 2.1.Componentes de tiempo del ciclo detrabajo

En la moderna minería a cielo abierto , donde se mue-ven grandes volúmenes -de mate riales rocosos con Los componentes principales de tiempo que se distin-ritmos muy intensos , los equipos productivos están guen en el ciclo de trabajo en una explotación mineraconstituidos por máquinas dimensionadas y adqui ridas con equipos convencionales son los correspondientes a:para realizar un trabajo y capaces de alcanzar un cierto carga , transpo rte o empuje , vertido , retorno , espera ynivel de producción. maniobras , Fig. 1. Cada una de esas operaciones es

responsable de una parte de la duración total del cicloLas máquinas que se utilizan tienen un alto coste de básico de explotación.fab ricación , debido entre otros factores a los componen-tes especiales y calidad de los materiales empleados. VAN~AS ACARREOEsto exige que sea preciso alcanzar las produccionesfijadas , a fin de amo rtizar las inversiones efectuadas y DeZI°R�E SS cucas 0~ V=100obtener unos costes de operación bajos , a través de

MANbBRGS RETORNOunos altos rendimientos. I{r¿t

Figura 1 .- Esquema simplificado del ciclo de operación.Queda claro que el conocimiento y control de losrendimientos es especialmente importante , pues con Los factores a los tiempos parciales in-in-ellos se determina , en pri mer lugar, la capacidad de dividuales son

quelos siguientes:producción que es posible alcanzar , en segundo lugar,

su efectividad y, por último , el potencial productivo yrentabilidad económica del proyecto . A. Factores de carga

Por otro lado , ese conocimiento de los rendimientos es - Tamaño y tipo del equipo de carga.indispensable para llevar a cabo una planificación de lostrabajos y para la selección de los equipos más adecua- - Tipo y condiciones del materi al a ser cargado.dos, de su tamaño y número. - Capacidad de la unidad.En este capítulo se va a exponer la metodología de - Experiencia y destreza del operador.cálculo de los rendimientos de diferentes equipos. Hayque tener en cuenta que el comportamiento de lasmáquinas , por su propio diseño , supondrá un rendimien - B. Factores de transporte o empujeto teórico determinado , precisamente , por sus carac-terísticas constructivas . Pero, además , el correcto - Capacidad y características del equipo.funcionamiento de los equipos depende de la formación - Distancia de transpo rte.de los operadores, por lo que el rendimiento final del - Condiciones de la pista de rodadura.conjunto hombre-máquina es lo que se denominarendimiento operativo , o, también producción horaria de - Pendientes.la unidad. - Factores secundarios que afectan a la velocidad de

transporte.

C. Factores de vertido

2. Análisis del trabajo a realizar - Destino del material : escombrera , acopio de mineral,tolva, etc.

A la hora de estimar el rendimiento de un equipo minero - Condiciones del área de vertido.es preciso tener en cuenta los cuatro factores básicos - Tipo y maniobrabilidad de la unidad de transporte.de los cuales depende el desarrollo de la operación : - Tipo y condiciones del material.1. Componentes de tiempo del ciclo de trabajo.2. Factores de eficiencia y organización . D. Factores de retorno3. Factores de esponjamiento y densidades . - Capacidad y rendimiento del equipo.4. Capacidad nominal del equipo . - Distancia de retorno.

- Condiciones de la pista de rodadura.Seguidamente se describe cada uno de esos factores - Pendiente.que es preciso conocer con detalle para efectuar uncálculo correcto de la producción horaria que puede - Factores diversos que afectan a la velocidad dellegar a dar la máquina . transporte.

491

E. Factores de espera y maniobra tajo, interrupciones por voladura, malas condicionesclimatológicas, tráfico, etc., o por factores tales como la

- Maniobrabilidad del equipo. experiencia del operador, conjunto equilibrado con los- Dimensiones del área de trabajo . equipos auxiliares, como, por ejemplo , tractores, com-

pactadores, etc.- Tipo de máquina de carga.

Localización del equipo de carga. Cada equipo debe considerarse como parte de unsistema, y como tal queda sometido a pérdidas de

- Esperas en las proximidades de la unidad de carga tiempo debidas a deficiencias en la dirección , super-o empujados. visión, condiciones del trabajo, clima, etc. Estos retrasosEsperas para depositar la carga en la trituradora. y pérdidas de tiempo son los que caracterizan el factor

conocido como eficiencia de la operación.

2.2. Factores de eficiencia organización otro lado , es necesario tener en cuenta la disponi-2.2. bilidad mecánica, o simplemente disponibilidad, definidacomo la disposición de los equipos para actuar durante

Una estimación en este campo debe indicar la produc- el tiempo de trabajo programado, es decir, hay queción media que puede dar un equipo a lo largo de un considerar las pérdidas de horas de trabajo debidas aperiodo de tiempo dilatado . Un cálculo demasiado averías intempestivas y a reparaciones programadas ooptimista puede impedir alcanzar los niveles de produc- rutinas de mantenimiento.ción previstos y un número de máquinas insuficientedestinadas a llevar a cabo tal operación . Es necesario Cuando no se disponga de experiencia suficiente paracontemplar las pérdidas de tiempo o retrasos carac- estimar individualmente los factores anteriores , se podráterísticos de cualquier operación , tales como trabajos tomar el producto de ambos, que se denomina "efi-nocturnos , traslados del equipo de carga o cambios de ciencia operativa global", reflejado en la Tabla 1.

TABLA 1Eficiencia operativa global

CONDICIONES CALIDAD DE LA ORGANIZACIONDETRABAJO EXCELENTE BUENA REGULAR DEFICIENTE

Excelentes 0,83 0,80 0,77 0,77Buenas 0,76 0,73 0,70 0,64Regulares 0,72 0, 69 0,66 0,60Malas 0,63 0,61 0,59 0,54

TABLA IIEficiencia operativa global

CONDICIONES CALIDAD DE LA ORGANIZACIONDELTERRENO

EXCELENTE BUENA REGULAR DEFICIENTE

Ligero 0,70 0,63 0,55 0,47

Medio-difícil 0,65 0,58 0,50 0,42

Difícil 0,57 0,50 0,43 0,36

Terreno duro 0,42 0,37 0,32 0,27

492

Si se trata de un clima extremado , en ambiente pol- Para medir el aumento de volumen se pueden utilizarvoriento , con materiales densos y abrasivos , la calidad diversos parámetros:de la operación será deficiente y las prestaciones severán afectadas de forma adversa debido a las malascondiciones de trabajo . A. Factor de conversión volumétrica "V"

Si la dirección y la supervisión son excelentes , con Es la relación entre el volumen en banco y el volumenbuenos talleres , y programas de mantenimiento preven- suelto de una misma cantidad de material.tivo adecuados , pérdidas de tiempo mínimas en eltranspo rte , alta disponibilidad , etc., el tiempo efectivo deproducción será alto . Por el contrario , una dirección y Vb kg/m' materi al sueltosupervisión deficientes reducirán el tiempo real de V = FCV = =producción y la capacidad de los equipos deberá ser V, kg/m' material en bancoincrementada para conseguir las producciones re-queridas.

B. Factor de esponjamiento "FE"En el caso de equipos continuos, como las rotopalas,los valores difieren de los anteriores , por lo que se Se define como el valor inverso del Factor de Conver-aconseja utilizar los recogidos en las Tablas II y III y sión Volumétrica.aplicarlos conjuntamente mediante el producto de losmismos.

C. Porcentaje de expansión "PE"

TABLA III Es el incremento de volumen del material al pasar desu estado natural en el banco al estado suelto en la pila

Factor por condiciones de trabajo o montón.

V`Excelentes ....... . . . . . . . . . 0,92 PE = Vb x 100 = ( - 1) x 100

Buenas ................... 0,83V. Vb

Regulares ................. 0,73 La relación entre este coeficiente y los ante riores es laMalas .................... 0,62 siguiente:

PE = ( - 1) x 100 = (FE - 1) x 100V

2.3. Factores de esponjamiento ydensidades

Cuando se excava un material , normalmente se fractura Ejemplo:en partículas menores que no pueden ajustarse entre sítanto como estaban en su estado natural . Esto da lugar Un material de densidad en banco d, = 2,40 t'm' tienea la existencia de huecos en el material , provocando un suelto una densidad de d, = 1, 60 t/m'. Calcular V, PEaumento de su volumen que es llamado "esponja- Y FE.miento", Fig. 2. Así pues, para el cálculo de rendimien-tos y producciones es importante distinguir los conceptos v

1.600= 0,67de material in situ o en banco, y material suelto o

esponjado . 2.400

1FE 1,50

FCV

FE_( -1)•100=(1,50-1) 100=50%+•, FCV

1.661 kg./ m3b 1.246 kg ./ rrr3s

Figura 2.- Reducción de la densidad de un bloque de roca En la Tabla IV se recogen algunos de los valores máscomo consecuencia del esponjamiento. comunes de estos coeficientes para distintos materiales.

TABLA IV

kg por m' en kg por m' Porcentaje decoFactor denversiónM A T E R 1 A L el banco suelto expansión

(kg/m'b) (kg/m's) "PE" volumétrica"VÓFCV"

Grava, arcilla seca 1.700 1.300 40 0,72

Grava, arcilla mojada 2.200 1.600 40 0,72

Carbón (antracita) 1.450 1.070 35 0,74

Tierra común y marga secas 1.540 1.250 25 0,80

Tierra común y marga mojadas 2.000 1.600 25 0,80

Rocas bien voladas 2.400 1.600 50 0,67

Rocas y piedras trituradas 1.950-2.350 1.430-1.730 35 0,74

Rocas blandas 1.800 1.350 33 0,75

Escorias 1.600 1.300 23 0,81

Bauxitas 1 .600-2.600 1.200-1.950 33 0,75

Hormigón 1.950-2.500 1.400-1.800 40 0,72

Granito 2.700 1.800-1.500 50-80 0,67-0,56

Yeso 3.000 1.720 74 0,57

Caliza volada 2.400-2.700 1.400-1.600 67-75 0,60-0,57

Mármol 2.750 1.550-1.650 67-75 0,60-0,57

Barro seco 1.300-1.750 1.100-1.500 20 0,83

Barro húmedo 1.750-2.100 1.500-1.750 20 0,83

Pizarras 2.700-2.900 2.100-2.250 30 0,77

Mineral de hierro 2.800-3.500 2.100-2.600 33 0,75

2.3.1. Compactación - El tipo de material.- La energía de compactación, yEl volumen ocupado por el material en su estado suelto

puede reducirse por medio de la compactación. El - La humedad de compactación.cociente entre la medida compactada y la medida enestado suelto se denomina "Factor de Compactación".Este factor no debe confundirse con la razón de com-pactación (metros cúbicos compactados/metros cúbicos 2.4. Capacidad nominal del equipoen banco) que será mucho mayor.

Todos los fabricantes de maquinaria indican las capaci-La compactación es un proceso rápido por el que se dades de sus unidades, generalmente, de dos formascomprime el suelo por eliminación del aire de los poros distintas, en peso y en volumen. Por ejemplo, para uno huecos, pero sin que exista una eliminación del agua volquete determinado, un fabricante señala para suexistente en los mismos. modelo que puede cargar 32 t de peso, pero también

indica que puede acarrear 17,4, 23,5 ó 29,4 m3 de mate-Un proceso que a veces se confunde con la compac- rial. La primera cifra de volumen se refiere considerandotación es la consolidación, que es mucho más lento que la carga a ras, la segunda con la caja colmada con taludesel anterior, y que se produce por la acción del propio de 2 a 1 y la tercera también colmada pero con talud 1 apeso del material dando lugar ya a una expulsión de 1, según es habitual siguiendo las normas SAE (Societyagua. Automotive Engineers).

En la compactación, los factores que tienen una mayor Esto da una idea de lo que puede transportar unainfluencia son: unidad de acarreo, en función de la densidad de cada

494

material . No puede olvidarse la diferencia que existe cventre el transporte de un árido calizo en una cantera yun mineral metálico en una corta. La densidad de la 275carga puede ser el doble en el segundo caso que en el Aprimero. 250

A efectos de estimar las producciones horarias de los 225diferentes equipos , debe tenerse en cuenta que cuando 200una máquina se sobrecarga los tiempos de trabajodados por los fab ricantes no se cumplirán , con lo que 175los rendimientos tenderán a disminuir a causa de que 105son muy importantes los descensos de velocidad de 150operación de tales unidades , sobre todo en los volque- xntes. Asimismo , habrá que tener en cuenta que las 125 W

9ssobrecargas gravan el consumo de combustible, aumen-tando el número e importancia de las reparaciones y 100 90obligando a un mantenimiento más cuidadoso y, en •sconjunto , elevando los costes sin que se obtenga 75 a:oapenas ventaja de producción , aún en el mejor de los 100casos. 50 ra e

�w

Para asegurarse de la adecuada capacidad volumétrica 25de una máquina, puede transformarse la carga nominal pen kilogramos o toneladas a metros cúbicos sueltos , 1600 2200tpmdividiendo por la densidad del material esponjado. A. POTENCIA

8. PAR MOTOR

Por ejemplo , considérese un volquete capaz de transpor- C. CONSUMOtar 36.000 kg o con una capacidad volumétrica de 24,5 Figura 3.-Curvas de potencia , par y consumo de un motor enm de material colmado . Si la roca en cuestión tiene una función del régimen de revoluciones.densidad suelta de 1.500 kg/mas, resultará, pues:

36.000 kg La potencia útil de un motor se transmite a las ruedas= 24 m3s, que es menor de 24,5 mas por medio de diferentes órganos de transmisión, entre

1.500 kg/mas de capacidad . los cuales está el cambio de velocidades. Este tienepor finalidad adaptar el número de revoluciones a que

Con lo que se demuestra que la unidad de transporte el motor desarrolla toda su potencia a la velocidad deelegida es válida . traslación del motor. A potencia constante , los esfuerzos

producidos en las ruedas motrices y en la barra detracción serán tanto mayores cuanto más elevada seala relación entre el número de vueltas de las ruedas ode las orugas.

Así pues , el esfuerzo de tracción disponible o "ri mpull"3. Potencias y fuerzas motrices de es la cantidad en kilogramos fuerza que un motor pue-

los equipos móviles de entregar al punto de contacto de las ruedas motricescon el suelo. Este tipo de tracción es independiente delpatinaje que puedan sufrir las ruedas motrices en

3.1. Elementos que proporcionan potencia determinados terrenos.

La potencia es el trabajo realizado por un dispositivo por Puede ser calculado aproximadamente, para cada velo-de tiempo. cidad de marcha, mediante la fórmula:unidad

En el caso de un motor la potencia se mide en su eje Esfuerzo de tracción =por un procedimiento cualquiera y a ese valor se le 270 x Potencia (HP) x Rend. de la transmisióndenomina "potencia al freno". Los fabricantes dan, _generalmente , varias curvas correspondientes a los Velocidad (km/h)diferentes servicios previstos, es decir diferentes veloci-dades de rotación, etc. Normalmente, el rendimiento de la transmisión se en-

Se utiliza también la potencia correspondiente al par cuentra entre un 70 y un 80%. En dicho coeficiente se

máximo. En general, este valor difiere notablemente del incluyen también las pérdidas debidas al estado mecá

precedente. Hay también un valor de la potencia que Hico del equipo.

corresponde al mínimo del consumo específico del De acuerdo con la fórmula anterior, la fuerza de tracciónmotor, Fig. 3. disponible sería variable para cada velocidad, y alcan-

zaría un máximo para una velocidad muy pequeña , que 20 kg de fuerza requeridapodría considerarse como tendiendo a cero , Fig. 4. Pero = 2%esta fuerza resulta inalcanzable por una serie de 1000 kg de masa de vehículorazones, primero, por la ,existencia en el sistema detransmisión de potencia de un número finito de relacio-nes de engranajes , con las pérdidas citadas por roza- Un volquete con un peso de 36.388 kg sobre una pistamientos internos, y segundo , porque el esfuerzo de horizontal con una resistencia a la rodadura de un 2%tracción real que puede realizar una máquina depende debe desarrollar un esfuerzo para vencer esa resisten-del peso que gravita sobre el eje propulsor y del coefi- cia antes de ponerse en movimiento de 726 kg (36.288ciente de adherencia de los neumáticos sobre el suelo . kg x 0,02). Si el volquete desarrolla un esfuerzo de

tracción total de 13.000 kg dispondrá de 12.274 kgw (13.000 kg menos 726 kg) para realizar el trabajo.

En la Tabla V se recogen los valores más comunes deCTEE a oe 154114los factores de resistencia a la rodadura.�p

ápk f

Un procedimiento para estimar la resistencia a laa rodadura consiste en medir la profundidad de la

de o°. huella, "H", dejada por los neumáticos en el firme dela pista . El Factor de Resistencia a la Rodadura será

TM ^ igual a:Te! el!

.e f0 ee x ° a ao 30

40 e° •O rO FRR (kg/t) = 20 ( kg/t) + 6 (kg/t x cm) x H (cm)WbNded del �e^iwls Vel!li000 0.1 y~

Figura 4.- Comparación de la cu rva característica de potenciaconstante con la curva real de transmisión de potencia.

Así, por ejemplo , el volquete anterior de 32,6 t decapacidad con un peso en vacio de 36 ,3 t, cuyosneumáticos penetran en el firme 3 cm, permite estimar3.2. Factores limitadores del rendimiento el siguiente FRR:

Condiciones tales como el pe rfil de transporte , el estadodel piso y el peso del vehículo determinan cómo la FRR = 20 + (6 x 3) = 38 kg/t.potencia disponible se traduce en rendimiento del equipo.

La Resistencia a la Rodadura, "RR", se calculará, pues,3.2.1. Resistencia a la rodadura - a partir de:

La resistencia a la rodadura se define como la oposición RR (kg ) = FRR (kg/t).x PT (t),al avance de una máquina como consecuencia de ladeformación del suelo , las flexiones de los neumáticosy los rozamientos internos de los propios mecanismos donde:del equipo , Fig. S.

Puede expresarse por medio de los Factores de Resis- PT = Peso total del vehículo (t).tencia a la Rodadura "FRR", en términos de kilogramos-fuerza o en tanto por ciento. Por ejemplo , una resisten-cia de 20 kg por 1.000 kg ( 1 tonelada) de vehículo Si el volquete anterior se desplaza cargado , se tiene:equivale aproximadamente a un 2% de resistencia a larodadura. RR = 38 kg/t x 68,9 t = 2.618 kg ri

r V� l + Í • + RESISTENCIA ALA RODADURA

ROZAMIENTOS FLEXIONES DE LOS PENETRACION DE LOSINTERNOS NEUMATICOS NEUMATICOS

Figura 5.- Componentes de la resistencia ala rodadura.

4OF

TABLA V

TIPO DE PISTA FACTOR EQUIVALENCIA(kg/t) EN % DE PENDIENTE

- Pista dura y lisa, estabilizada, que no cede bajo lacarga y que se mantiene a su plena eficiencia demanera continua ........................ 20 2

- Pista firme y lisa, con acabado superficial, que cedelevemente bajo la carga o está ligeramente ondulada yque se mantiene aceptablemente ............. 35 3,5

- Nieve compacta ........................ 25 2,5

- Nieve suelta ........................... 45 4,5

- Pista de tierra con rodadas, que cede bajo la carga,con escaso o nulo mantenimiento y con una penetraciónmedia de las ruedas entre 25 y 40 milímetros 50 5

- Pista de tierra con rodadas, blanda, sin conservaciónni estabilización y con penetración media de las ruedasentre 100 y 150 mm ..................... 75 7,5

- Pista de arena o grava suelta ............... 100 10

- Pista blanda o fangosa, con rodadas y sin ningún tipode conservación ........................ 100-200 10-20

Fuente : Finanzauto

3.2.2. Resistencia a la pendiente Las pendientes se miden generalmente en tanto porciento de talud o como la relación entre la elevación de

La resistencia a la pendiente es la fuerza debida a la la pista y su longitud en horizontal. Por esto una pistaacción de la gravedad cuando un vehículo se mueve por que permite ascender 6 m en 100 m tiene una pen-una pista de transporte inclinada, Fig. 6. Cuando esa diente del 6%.misma máquina, en lugar de ascender, desciende por esapista, la fuerza de la gravedad que ayuda al movimiento Así, el mismo volquete anterior con un peso de 36.288del vehículo se conoce como pendiente asistida. kg, cuando se desplaza por una pista del 6% de

pendiente, debe desarrollar 2.177 kg (36.288 kg x 0,06)de esfuerzo de tracción para vencer esas resistencias.

CENTRO uE O~EOM,Si se disponía originalmente de 13.000 kg de esfuerzode tracción, podrá desarrollar el trabajo con 10.823 kg(13.000 kg menos 2.177 kg), en esas condiciones.

O N s.no

3.2.3. Peso

Op x El peso es el factor determinante en la cantidad defuerza que se precisa para vencer la resistencia a larodadura y a la pendiente. La fuerza disponible

Rf restante servirá para conseguir la aceleración delvehículo.

w�`oTO R: En el ejemplo considerado, la resistencia total, ex-

Figura 6.- Desplazamiento de un equipo en una pista en presada como Pendiente Compensada o Efectiva,pendiente. será:

4q7

Pendiente Resistencia a Pendiente Como nunca existe un 100% de adherencia, los coefi-Compensada o = la rodadura + natural cientes son siempre inferiores a la unidad . La fuerzaEfectiva (%) (%) (%) máxima de tiro se obtendrá , pues , al multiplicar el

coeficiente de tracción característico de un firme por elPCE (%) = 2% + 6% = 8%, peso sobre el eje motriz o por el peso de la máquina

entera en el caso de que monte orugas.o bien,

Por ejemplo , un equipo con 50.000 kg de peso sobre elResistencia Resistencia a Resistencia eje motriz y trabajando sobre un terreno con un coefi-

total la rodadura ± en pendiente ciente de tracción de 0,6, podrá desarrollar 30.000 kg(kg) (kg) (kg) (50.000 kg x 0,6) de esfuerzo de tracción antes de que

las ruedas patinen.Rt (kg) = 726 kg + 2.177 kg = 2.903 kg

En la Tabla Vi se muestran los coeficientes de traccióncaracterísticos de diferentes tipos de materiales, según

Se dispondrá entonces de 10.097 kg (13.000 kg menos que el tren de rodaje sea de neumáticos u orugas.2.903 kg) para conseguir la aceleración del volquete.

3.2.5. Altitud

Cuando una máquina accionada por motor dieselfunciona a grandes altitudes , se produce un descenso

% de potencia debido a que disminuye la densidad delloo aire , afectando a la relación gas-oilaire en la cámara de

combustión del motor . Esta pérdida de potencia producela correspondiente disminución de tracción en la barra:TAUJD de tiro o en las ruedas propulsoras.

70 Para estimar los rendimientos de los motores deben

�pI seguirse los siguientes criterios:

eo 70 Motores diesel de 4 tiempos con aspiraciónGRADOS naturalI 50

ti P1 eo Sin pérdidas hasta 300 m de altitud. Reducción de30 fuerzas de tracción del orden del 3% por cada 300

m adicionales.20

10

4A �

toá

1o - Motores diesel de 2 tiempos con aspiración10 A natural

0 0Figura 7.- Conversión de pendientes , taludes e inclinaciones. Entre el nivel del mar y 1800 m de altitud , reduc-

ciones de los esfue rzos de tracción del orden de1,5% por cada 300 m. Sobre 1800 m, reducciones

3.2.4. Traccióndel 3% por cada 300 m.

La tracción es la fuerza propulsora en los neumáticos y Motores turboalimentados de 2 y 4 tiemposorugas . Se expresa como fue rza útil en la barra de tiroo en las ruedas motrices. Los factores que influyen en Sin pérdidas apreciables desde los 1500 m hastala tracción son los siguientes : el peso en las ruedas los 3000 m sobre el nivel del mar. Para otrasmotrices o en las orugas , la acción de agarre del tren alturas se recomienda consultar las especificacionesde rodaje y las condiciones del piso. dadas por los fabricantes.

El coeficiente de tracción en cualquier camino derodadura se obtiene como la relación entre la fuerza Ejemplomáxima de tiro de la máquina y el peso total sobre lasruedas propulsoras u orugas. Un volquete accionado por un motor diesel de 2 tiempos

trabaja a una altitud de 2.100 m. ¿En cuánto debeCoeficiente de tracción = reducirse la curva de esfuerzos de tracción del vehículo

como consecuencia de dicha altura?.Fuerza de tiro

Por los primeros 1.800 m un 9%, y por los restantesPeso en las ruedas propulsoras y orugas 300 m un 3%. En total resulta un 12%.

498

TABLA VICoeficientes de tracción

M A T E R 1 A L Neumáticos Beadless Cadenas

Hormigón 0,90 0,45 0,45

Marga arcillosa seca 0,55 0,70 0,90

Marga arcillosa húmeda 0,45 0,55 0,70

Marga arcillosa con surcos 0,40 0,55 0,70

Arena seca 0,20 0,25 0,30

Arena húmeda 0,40 0,45 0,50

Suelo de cantera fragmentado 0,65 0,70 0,55

Suelo de cantera sin fragmentar 0,75 0,50 0,45

Camino de grava suelta 0,36 0,40 0,50

Nieve compacta 0,20 0,25 0,25

Hielo 0,12 0,10 0,12*

Tierra firme 0,55 0,75 0,90

Tierra suelta 0,45 0,50 0,60

Carbón amontonado 0,45 0,50 0,60

Con teja especial, semi-calada , para hielo, el coeficiente de tracción es 0,27.

3.3. Curvas características Sobre el gráfico citado, se traza la línea correspondienteal 12% hasta cortar a la vertical de equipo con carga

La evaluación de los tiempos de acarreo y retorno en vacío nominal, desde ese punto se traza una línea horizontalde diferentes equipos de transporte, volquetes y mototraí- hacia la izquierda que corta en un punto a la curva deIlas, requiere la utilización de la información suministrada segunda velocidad, desde donde se baja una verticalpor los fabricantes. La mayoría proporcionan gráficas de que corta al eje de abcisas entre los 10 y 20 km/h.tracción-velocidad, también llamadas curvas caracterís-ticas, del tipo de las reproducidas en las Figs. 8, 9 y 10, La información obtenida indica que este volquetecuyo manejo se explica a continuación. subiría la pendiente total del 12% en segunda

velocidad y con una velocidad máxima de 12 km/h.Un volquete con transmisión mecánica, Fig. 8, se Si se hubiese prolongado la linea horizontal hacia lasupone que ha de remontar cargado una pendiente izquierda hasta cortar al eje de ordenadas, se habríaadversa del 9% y que la pista presenta una resistencia obtenido la tracción mínima necesaria para remontara la rodadura de 30 kg/t. Se puede afirmar, pues, que la pendiente propuesta, que en este caso sería dela pendiente total compensada es del 12%. unos 16.500 kg.

499

PESO BRUTO10 15 20 30 40 50 70 100 150 200 300 S00 700 lb x 1000

H 5 a 10 15 20 30 40 5060 80100 150 200 300 kg x 1000Q kg x lb x kN1000 100070 150 700 .ti

-� 60 600 - 25N.so-15% ípo40-

1so \1e VELOC. CAROA /10%

VACIO 77 100 kg 31.4a 30 40 300 1 125 (170 000 1

6% <áo- so

G20 200 26 VELOC.- tr. A

40

IX15 ?a VÉLOC. O a

4•b H V

25 3a VELOC.I Qy 10 20 100 40 VELOC. Z Ñ

8 IS¡-80 5. VELOC. 2% tU

0- 18a VELO

W Ez loO a 40

3Ti VELOC.

02.5 61 aci2 4L 20 é

1.5 3 1s Q.

2-5 CON CONVERTIDOR DE PAR---)s; 2 10MARCHA DIRECTA

ce /1 /W 0 1 20 40 50 60 70 80 km/hLL

0 5 10 15 20 25 35 40 45 SO mph

VELOCIDADFigura 8.- Curva característica de tracción-velocidad de un volquete de 77 t (CATERPILLAR).

CURVA DE TRABAJO

Peso total del vehículo

0 40 80 Izo 160 200 240 w1.1000

0 20 40 60 80 100 120 k K 1000

2300 $ F r ¡el2200:

Q ~kg2100FI /02 F3 F4 F5 F6 , t49.91:E1

2000 90o

1900 3018

70

00 80 r' 0

0M

:V1 7 1600

t -"25 Ó1 4400r1,r, �'

HPM1

70

30 t 0 ____ �__-3U.B6Um 1i86'� ee qó

0 20 Cy 11 1 4 0

50 t U Ñ> C ¡4q q

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q 1 ,R

30 F 2 10 c

201 f3

F ,

F4 5

10 I F5

1F6

0, I 10 0

10 20 30 40 50 60 70 km k 0

0 10 15 20 25 30 35 40 45 MPH

Velocidad de trabajo

Figura 9.- Curva característica de un volquete de 68 1 de capacidad (KOMATSU).

500

Kg N le. . GRAFICO DE TRABAJO EN PENDIENTESeso ,.,_. . --.• --..... . . - -

;... IA :-........K-. 4...'. .u. /�..:.�. _.. .. »....... :.. VEOAOMA1 f.1

18nI MP trm 24

150

,r tey-SI ` = 16-

100 • r-•- . ,....11

PNB

@o i Í H. V:A 12

á 000 70 -L -13t 10

VA .V Vv.:

20 200 __ _ _ _' - r • • - - _e c

10

15 150 - - - -

30

100 -r . ^T �• r - .�� ._ -_- .. E _ - -5

15

�t•T

100 5 10 15 20 25 00 10 15 20 25 00 10 s0 co 70

MPH PESO • ' 0.0001051 1 1 1 1 1 1 1 1 1

-L -L -L 15 10 1s 20 25 20 25 s0 15 5 7. 5 10 12 .5 15 20 25 30�

Km ln KILOGRAMOS. 10.000

Figura 10.- Curva caracteristica de un volquete diesel eléctrico de 154 t (TEREX).

Para otro volquete de transmisión mecánica, al que no es tan sencillo , pues ya no es la máquina sólo lacorresponde el gráfico de la Fig. 9, también se puede que responde a las condiciones de la pista , sino que elcalcular mediante un procedimiento análogo la marcha, operador pasa a ser un factor fundamental.la velocidad máxima y la tracción.

Esto es así debido a que, cuando se remonta unaCon línea de trazos se indican los tres valores sobre pendiente , el operador sólo debe ocuparse de conectardicha figura, para un caso distinto con una pendiente la marcha adecuada y apretar el acelerador, e inclusocompensada total del 26%, proporcionando los siguien - con transmisión automática sólo acelerar, ya que lates resultados : subirla en primera velocidad, a una marcha adecuada se selecciona automáticamente. Perovelocidad máxima de 4,5 km/h y necesitaría una tracción para los descensos , el fabricante sólo recomienda unamínima de 29.200 kg. velocidad de descenso , en función de la capacidad de

frenado y retardación del volquete . No obstante, elPara los volquetes diesel eléctri cos se dispone de operador puede sentirse inseguro ante una velocidadcurvas características algo distintas , pero cuyo empleo excesiva y aminorar la marcha, modificando así loses análogo al descrito anteriormente , Fig. 10, aunque en tiempos de viaje teóricos.este caso el gráfico está desdoblado en dos.

En las Figs. 11 a 13 se representan tres gráficos deCon respecto a la tracción, conviene aclarar que el retardación de diferentes fabricantes en los que se havalor obtenido de las curvas características es un señalado un ejemplo para mejor comprensión de sumínimo, y, por lo tanto, un factor ¡imitador para los utilización.casos en los que el peso del volquete en las ruedaspropulsoras multiplicado por el coeficiente del suelo En todos los casos, el volquete baja una determinadano alcance este valor. Esta fuerza de tracción real no pendiente llevando su carga nominal . En el caso de ladebe confundirse con la teórica de que dispone el Fig. 11, para una pendiente compensada total del 10%,volquete en función de su motor y sus rozamientos la velocidad máxima recomendada es de unos 26 km/h.internos, que naturalmente será siempre mayor o igual En el caso de la Fig. 12, la pendiente compensada totalque la real. es algo mayor del 10% y la velocidad máxima recomen-

dada es de 26 km/h aproximadamente, y por último enCuando los vehículos descienden por rampas en lugar el gráfico de la Fig. 13, para una pendiente total delde remontarlas, el cálculo de las velocidades máximas 13% se recomienda una velocidad de 27 km/h.

501

PESO BRUTO debe extrañar, ya que puede tratarse de vehículos de cargamuy distintos en cuanto a transmisión y retardador.

0 50 100 150 200 250 300 350 400 450 lb x 1000 Igualmente, en el cálculo del tiempo de viaje habrán deo 30 60 90 120 150 180 210 kg x 1000 introducirse correcciones por curvas muy pronunciadas,

30% 25 ./° ó estrechamientos, lugares de escasa visibilidad, etc., ifaunque no se puede dar ninguna regla de valoración, ya

20119 W que en cada caso concreto será diferente la repercusióni �! I CARGA / 1-1 o— m sobre el tiempo total.

VACIOT Ecotd1 , 0 ¢ Algunos fabricantes proporcionan un método más simple

° de cálculo de los tiempos de recorrido, tanto con elz á volquete con su carga nominal , como vacío . Son sencilla-

2. vELOC . mente gráficos de espacio-tiempo de lectura directa, en losZ que se incluye una cu rva para cada pendiente total. Tienen

*i 1-1 1 WU vEL0c. el inconveniente de que sólo permiten calcular los tiemposw vin oc- de viaje para el equipo con su carga nominal o en vacío,

i sa VELOC . pero no con una carga distinta.VELOC .

Ya VELOC. En la Fig . 14 se representan dos de estas curvas paraun volquete de 77 t de capacidad . En ambas se hamarcado un caso particular para un recorrido de

o 10 20 30 40 50 60 70 80 km /h 1.500 m con pendiente adversa del 8%. Obsérvese que

0 5 10 1 's io is 3Ó 3's 4Ó ás 50 mph la diferencia de tiempo es de 2,6 minutos , lo que

VELOCIDAD equivale a un 123% de aumento del tiempo de despla-zamiento, al circular con carga en vez de en vacío, con

LONGITUD DE PENDIENTE CONTINUA esa misma pendiente adversa total.

Figura 11.- Curva característica de retardación de un volquetede 77 t de capacidad (CATERPILLAR).

3.4. Factores de velocidadEn algunos casos, si aparecen diferencias notables entre Como ya se ha indicado , la velocidad obtenida mediantelas velocidades recomendadas para distintos volquetes no las curvas características es la máxima a la que se

CURVA DE TRABAJO DE FRENOS (REFRIGERADOS POR ACEITE)Peso total del vehículo

0 40 80 120 160 200 240 280 lb Y. 1000r i r - _ J

e 0 20 40 60 80 100 120 kg x 1000 . á

e -20-3000me

(9,84011 760111 450m 300111 250m 70..18 (2,490 ( t) (1.480(t) (98011) ( 82011)

c 40F6

-16 150om 604,920ft)

-1450

X á 30 ó-12-

(D) (E m á }

Z ° (A)(C --- ----- ------- ----- 40--- f5 ú

(B)20 0

c -8 30u >

C ao F4

0

`�eÉ -6-

G 20m _4 -10 F3c 68000kg01v (149,9101b) 10 F2c 2e

Distancia de bajada F1

0 -- - 0 0

Figura 12.- Curva característica de retardación de un volquete de 68 t de capacidad (KOMATSU).

Kg N lbs. GRAFICO DE FRENADO DINAMICO250 .. .. .. .. .

. -�-- ----�..�. VELOCIDAD MAXI

200

MANom

V"aJ.. ..y .._ __._ .. __. ..._. _ .._� 4Km.n, 3p MPM1 . ' . ' ::•::::.. .. ................JIM26:7 7`

75--T, 22150

50 500 OPGOh A. _ . ' ... _. 16

RANGOEXIEND.DO100 O 14so DE FRENADO JINAMiCNc

V.,a 13%o

íi:

30-- 300 7019

250 - - - `;: - __ 025 `'-i :.. 1 !la t:so r

.�, 20 200 ::.::- L -... . . _. • 1: ___._ .. _ _ C

Z 40

IS 150 _ .. ..... . .... .... .... .... _ ._.....

30

10100

,4. i #

20

15

:49-Kffl

100 S 1o 15 20 25 30 10 15 • ' 20 25 00 40 50 00 20

MPM PESO. 10 . 000LOS1 1 1 1 t 1 I 1 1 1 1 1 1 t 1 1 1 1 _1 t t t

S 10 15 20 25 x u a 45 i 5 I.5 10 12 .5 15 20 25 30

K m%n KILOGRAMOS . 10.000

Figura 13.- Curva característica de retardación de un volquete diesel eléctrico de 154 t de capacidad (TEREX).

desplaza el equipo en cuestión en las condiciones in- S. Los Factores de Velocidad de los tramos finales deldicadas . Para alcanzarla necesita una cierta longitud de trayecto de ida, cuando el vehículo va cargado,pista, pudiendo luego mantenerla indefinidamente . Si la serán tomados como equivalentes a los de lapista es suficientemente larga , se puede admitir esa "Unidad parada arrancando".velocidad como media para determinar el tiempo de tra-yecto, pero en tramos muy cortos la influencia del periodode aceleración y deceleración es muy importante y habría La velocidad máxima alcanzable por un equipo en unaque introducir las correcciones oportunas. Esto se lleva a pista se determinará a partir de la curva característica,cabo mediante los denominados "Factores de Velocidad". y la velocidad media se obtendrá con la expresión:

Para obtener los Factores de Velocidad, a partir de la TablaVII, los pasos que es preciso dar son los siguientes : Velocidad Media = Veloc. Máxima Alcanzable x Factor

de Velocidad.1. Determinar la relación Peso/Potencia del equipo,

expresada en kg/kW o kg/HP.Para calcular el tiempo de transporte a lo largo de la }

2. Elegir la columna apropiada según las condiciones pista se aplicará la ecuación:de las que parte el vehículo.

3. Leer los Factores de Velocidad para la longitud deltramo de transporte considerado. Tiempo de transporte (min) _

4. Usar un Factor de Velocidad de 1 para los volquetesque entren en un tramo con una velocidad próxima Longitud de la pista (m) x 0,06a la máxima y no sea el último tramo del perfil del =recorrido. Velocidad media (km/h)

503

cno

DISTANCIA DE ACARREO (medio ciclo) DISTANCIA DE RETORNO (medio ciclo)

1 o e o ___1 fl1T' • - r - -'- ' - '- -•

3___ § § § §

• T

¿

1'\ It IHLI.H�

.......................................

.....................

1 LJ iJ _ LJ.. L 1 .1. LLRESISTENCIA TOTAL RESISTENCIA TOTAL

(Pendiente más resistencia a la rodadura) (Pendiente más resistencia a la rodadura)

TABLA VII

MENOR DE 180 kg/kW (135 kg/HP)I�I

Longitud de la Tramos horizontales . Unidad en movimiento al entrar en el tramoUnidad parada

pista (m) arrancando Horizontal Contrapendiente A favor de pendiente

0-60 0-0,40 0-0,65 0-0,67 1,00

61-120 0,40-0,51 0,65-0,70 0,67-0,72

121-180 0,51-0,56 0,70-0,75 0,72-0,77

181-300 0,56-0,67 0,75-0,81 0,77-0,83 (Velocidad de

301-460 0,67-0,75 0,81-0,88 0,83-0,90 entrada mayor

461-610 0,75-0,80 0,88-0,91 0,90-0,93 que la máxima

611-760 0,80-0,84 0,91-0,93 0,93-0,95 accesible en el

761-1.070 0,84-0,87 0,93-0,95 0,.95-0,97 tramo)

1.071 y mayores 0,87-0,94 0,95- 0,97-

180 A 230 kg/KW (135 a 170 kg/HP)

0-60 0-0,39 0-0,62 0-0,64 1,00

61-120 0,39-0,48 0,62-0,67 0,64-0,68

121-180 0,48-0,54 0,67-0,70 0,68-0,74

181-300 0,54-0,61 0,70-0,75 0,74-0,83

301-460 0,61-0,68 0,75-0,79 0,83-0,88

461-610 0,68-0,74 0,79-0,84 0,88-0,91

611-760 0,74-0,78 0,84-0,87 0,91-0,93 (Idem)

761-1.070 0,78-0,84 0,87-0,90 0,93-0,95

1.071 y mayores 0,84-0,92 0,90-0,93 0,95-0,97

MAYOR DE 230 kg (170 kg/HP)

0-60 0-0,33 0-0,55 0-0,56 1,00

61-120 0,33-0,41 0,55-0,58 0,56A,64

121-180 0,41-0,46 0,58-0,65 0,64-0,70

181-300 0,46-0,53 0,65-0,75 0,70-0,78

301-460 0,53-0,59 0,75-0,77 0,78-0,84

461-610 0,59-0,62 0,77-0,83 0,84-0,88 (Idem)

611-760 0,62-0,65 0,83-0,86 0,88.-0,90

761-1.070 0,65-0,70 0,86-0,90 0,90-0,92

1.070 y mayores 0,70-0,75 0,90-0,93 0,92-0,95

505

4. Producciones horarias de los 4.1. Capacidad de los cazos y factores deequipos de carga llenado

Los sistemas de carga posibles son muy variados: exca- Con respecto a la capacidad de los cazos, ya se havadoras de cables e hidráulicas, palas de ruedas, dragali- indicado en el epígrafe 2.4 la forma como habitualmentenas, etc. Las producciones horarias de estos equipos se mide.cíclicos se estiman con la siguiente expresión general: El factor de llenado del cazo, "F", se expresa como el

porcentaje de la carga media sobre la teórica máximaP (m's/h) _ 60 x C� . E . F . H . A posible, según las condiciones en que se encuentre el

T material apilado. En la Tabla VIII, se recogen algunos` valores típicos según tres clases de material a cargar y

60 x C. . E . F . H . A . V el equipo que realiza dicha operación.P (m'b/h) =

Te Un aspecto importante a tener en cuenta en el grado dedonde: llenado es la influencia que tiene el tamaño del cazo

con respecto a la granulometría media del material.C, = Capacidad del cazo (m'). Puede definirse, pues, el "Tamaño Relativo-TR" por laE = Factor de eficiencia (Tanto por uno). siguiente expresión:

F = Factor de llenado del cazo (Tanto por uno).H = Factor de corrección por la altura de la pila de TA

material. Para las palas de ruedas se toma TR = ,H=1. C

A = Factor de corrección por el ángulo de giro. Para donde:las palas de ruedas se considera A = 1.V = Factor de conversión volumétrica. TA = Tamaño absoluto del bloqueTc = Ciclo de un cazo (min). Muy pequeño < 5 cm.

A continuación, se analiza cada una de las variables Mediano 5 cm - 30 cm.que interviene en las expresiones . Muy grande 90 cm- 300 cm.

TABLA VIII

EQUIPO DE CARGAESTADO DEL MATERIAL

A CARGARPala de ruedas Excavadora Dragalina

Fácilmente excavable 0,95 - 1,00 0,95 - 1,00 0,95 - 1,00

Excavabilidad media 0,80 - 0,95 0,85 - 0,95 0,85 - 0,95Difícilmente excavable 0,50 - 0,80 0,75 - 0,85 0,70 - 0,80

C = Dimensión crítica del cazo del equipo de carga, materiales y forma de trabajo. Por ejemplo, se pasarelacionada con cualquiera de los lados de una de una TR, de 1/4 a 1/2 cuando el material escuchara aproximadamente cúbica. pegajoso y se incrementan los tiempos de vertido, o

Según Adler (1986), para las excavadoras los grados de se reduce el valor de "TR" de 1/2 a 1/4 sí el métodollenado varían con el tamaño relativo de los. bloques, de de arranque es dinámico, si las juntas están saturadasacuerdo con los valores de la Tabla IX. de agua que actúa como lubricante, si existen juntasEn determinadas circunstancias, el valor de "TR" debe orientadas oblicuamente a la dirección principal delmodificarse en función de las características de los movimiento, etc.

506

TABLA IX

ROCA FRACTURADA O FRAGMENTADA FACTORDE LLENADO

4ESCRIPCION TAMAÑO RELATIVO '"TR" FIT

Muy bien volada, suelos < 1/8 0,8 - 1,0

Bien volada 1,4 -118 0,7 - 0,9

Bloques gruesos de rocaprevolada 1,4 - 1/2 0,5 - 0,8

Roca mal volada ofragmentada 2 1/2 0,4 - 0,6

4.2. Tiempos de ciclo y factores de corres- El factor de corrección por altura de carga, "H", debeción tenerse en cuenta cuando , por ejemplo , las excavadoras

de cables trabajan en bancos con una altura muyLos Tiempos de ciclo, "Te", de cada carga elemental inferior o superior a la normal , bien porque se trata delque se deposita sobre la unidad de transporte están primer banco de apertura de una mina, porque extrae elrelacionados con las características del material a paquete de mineral de menor potencia, etc.cargar y la capacidad de cazo de los equipos. En laTabla X se dan unos valores medios de esos tiempos , En la Tabla XI se indican los factores de correcciónconsiderando que las palas describen el menortrayecto posible y que las excavadoras y dragalinas para diferentes alturas , expresadas como un porcentajeefectúan un giro de 90°. de la altura óptima.

TABLA X

TAMAÑO DEL CAZO PALAS DE RUEDAS EXCAVADORAS DRAGALINAS

Excavabilidad Mala

Menor de 3 m3 (4 yd3) 0 ,60 min 0,45 min 0,65 min

4 m3 (5 yd3) a 8 m3 ( 10 yd3) 1,00 min 0 ,60 min 0,85 min

9 m3 (11 yd) a 23 m3 (30 yd3) 1,50 min 1,00 min 1,45 min

Excavabilidad Media

Menos de 3 m3 (4 yd) 0,50 min 0 , 40 min 0,55 min

4 m3 (5 yd3) a 8 m3 ( 10 yd3) 1,00 min 0 , 50 min 0,65 min

9 m3 (11 yd3) a 23 m3 (30 yd3 ) 1,00 min 0 , 80 min 1,05 min

Excavabilidad Buena

Menos de 3 m3 (4 yd3 ) 0,40 min 0,30 min 0,40 min

4 m3 (5 yd3) a 8 m3 (10 yd3) 0,50 min 0,40 min 0,50 min.

9m3 (11 yd3 ) a 23 m3 (30 yd3) 0,80 min 0 , 60 min 0,75 min

507

TABLA XI

% DE LA ALTURA OPTIMA 40 60 80 100160 140 120

FACTOR DE CORRECCION"H'* - 1,25 1,10 1,02 1,00

En la Fig. 15 se muestran las alturas óptimas que Las palas de ruedas pueden utilizarse como equipos decorresponden a una gama de excavadoras de cables de carga y transporte en determinadas circunstancias.hasta 15 m'. Cuando esto sucede, los ciclos de trabajo comprenden

un tiempo fijo y otro variable.El factor de giro "A", es de gran importancia, ya que lostiempos medios de ciclo de una excavadora de cables El tiempo fijo corresponde a las maniobras, carga yse basan en un giro de la superestructura de 90°. Si el descarga, y debe sumarse al de desplazamiento, cuyaángulo de giro es distinto debe introducirse un factor de estimación puede llevarse a cabo a partir de gráficos quecorrección, tal como se indica en la Tabla XII. proporcionan los fabricantes, como los de la Fig. 16.

Rd

i (ma) h.

dhm

lo- ;/1h

� Rmh, hd

RR

5 10 15 20 (m.)ha a ALTURA MAXIMA DE CORTEhe = ALTURA OPTIMA DE CORTEhd = ALTURA MAXIMA DE DESCARGARa = RADIO MAXIMO DE CORTERr o RADIO A NIVEL DEL SUELO ( LIMPIEZA)Rd e RADIO MAXIMO DE DESCARGA

Figura 15.- Relación entre las capacidades de los cazos de las excavadoras de cables y las alturas de banco óptimas.

TABLA XII

ANGULO DE GIRO 45 60 75 90 120 150 180(o)

Factor de giroA" 1,19 1,11 1,05 1,00 0,91 0,83 0,77

508

PALA VACIApNs metros

220 2% 4x6% 8% 10%700

200 15%

600 leo co

C160

500AY/140 4

W 100 120 0

1 o0 300- 0.8o w É

N 20D 60 � I Í I� ¢ o S

10040 --F- t

20° 0.00 0. 10 0.20 0 . 30 0.40 0.50 0.60 0 . 70 0.80 0.90 1.00 1 . 10 1.20 1.30 minutos

1003 TIEMPO

2% }4X6X

so[ 20 _ex-1ox-1 sx

lo -20%

1oL

0 0.50 0.10

PALA CARGADApies metros

2%4%ó% 8% 10%700

200 T' o600 180 I 15%

cJ_•

W 160 - < eá � I Í I Óe

V140 � I

G� `

400Wr 120 20%-O W¡

100300

2 W E< B0 Q eN_ 200 60 ¡ ){O 9

C100-

40Í 6

20

0 0.00 0 . 10 0.20 0 . 30 0.40 0.50 0.60 0.70 0.80 0. 90 1.00 1 . 10 1.20 1.30 minutosTIEMPO

2xa%%

so8ex1ox

10 ls:•1

100

:___________ 20%

0L ° 0.50 0.10

Figura 16.- Tiempos medios de acarreo de una pala de ruedas de 9,1 m' de capacidad. (CATERPILLAR).

509

4.3. Ejemplos Pala de ruedas. Se dispone de una pala de ruedas de9,1 m3 de capacidad de cazo con la cual se pretende

Excavadora. Se desea determinar la producción de una efectuar la carga de caliza en el frente de una canteraexcavadora de cables con una capacidad de 11,5 m3 y transportarla, por una pista ascendente del 8% de(15 yd'), trabajando en un banco de 12 m de altura, resistencia total, hasta la tolva de una trituradora semi-constituido por una roca de excavabilidad media. El giro móvil situada a una distancia media de 120 m. El factorque realiza la superestructura de la máquina es de de llenado del cazo y la eficiencia operativa se estiman120', como consecuencia del estado del tajo que impide en 0,95 y 0,73 respectivamente. El factor de conversiónla colocación adecuada de los volquetes. La eficiencia volumétrica se considera del orden de 0,60.global se considera que es del 83%, la altura óptima decarga coincide con la del banco de trabajo y el Factor Calcular la producción horaria de dicho equipo alde Conversión Volumétrica V = 0,75. realizar conjuntamente las operaciones de carga y

transporte.- Capacidad del cazo ....... C, = 11,5 m3

El tiempo fijo de carga según la Tabla X es de 1 min- Factor de llenado ........ F = 0,9 aproximadamente.- Factor de eficiencia ....... E = 0,83

Factor de conversión volumétrica V = 0,75El tiempo variable, constituido por el de acarreo y el deretorno, se calcula a partir de los ábacos de la Fig. 16,

- Factor de corrección por altura siendo de 0,50 min en el trayecto de ida y 0,45 min. ende carga ............... H= 1 el de vuelta.

- Factor de corrección por ángulo El tiempo total de ciclo resulta, pues, de 1,95 min., porde giro - lo que la producción horaria alcanzará la cifra de:- Tiempo de ciclo ......... T, = 0,80 min

_ 60.9,1.0,73.0,95P m's/h = 194,2 rrr's/hProducción (m'b/h) = 1,95

ó60. 11,5. 0,83. 0,9. 1.0,91.0,75 60. 9,1. 0,73. 0,95. 0,60

= 439,7 _ 440 m'b/h P (m'b/h) - = 116,5 nr'b/h0,80 1,95

P,.

v4. r

J4

Foto 1 - Patas de ruedas utilizadas como equipos de carga y transporte en una mina de hierro en Brasil.

510

- --- --- -- - - ----

5. Producciones horarias de las óH CONDICIONESmototraíllas OIFICILES

En este epígrafe se expone el procedimiento de cálculo d3eo0de la producción horaria de las mototraíllas.Los tipos de mototraíllas considerados son: conven i CONDICIONEScionales de uno o dos motores , push- pulí y autocar- Ñ W

FACIL Sgables. O ó

5.1. Tiempos de carga de las mototraíllaslo 20 30 40 soE l tiempo de carga de una mototraílla depende de CAPACIDAD COLMADA DE LA MOTOTRAILLA (ma)

diversos factores:- Tamaño y configuración de la unidad . Figura 17.- Potencia de los tractores de empuje recomendadas

para mototraíllas de diferentes capacidades.- Potencia de empuje disponible.- Características y condiciones del material . Debido al gran número de variables que influyen en el- Condiciones del área de carga. tiempo de carga , es difícil precisar la duración de dicha- Pendiente . operación en unas condiciones dadas . En la Tabla XIV

Experiencia del operador . se recogen los tiempos medios de carga que sonhabituales cuando se dispone de la potencia de empuje

Prácticamente todas las unidades convencionales y de adecuada. Las cifras indicadas deben modificarse si lasdos motores precisan la ayuda de tractores de empuje , condiciones de operación previstas son muy distintas,ya sean sobre orugas o sobre neumáticos , para con- tanto favorables como desfavorables.seguir efectuar la carga en el menor tiempo posible ypara obtener el máximo porcentaje de llenado.Estos tractores de empuje tienen en la parte delantera unaplaca especial con o sin amortiguador e incluso , en 52 Tiempos de vertidoalgunos casos , llevan en su parte trasera otra placa paratrabajos de empuje en tándem (dos o más tractores ). Son los tiempos invertidos en la descarga y viraje de lasCon el fin de permitir trabajar al tractor no sólo como mototraíllas . En la Tabla XV, se dan los valores másempujador sino como propio equipo de producción , es comunes.frecuente adaptarle a la hoja normal una placa derefuerzo en su parte central.

Un factor importante en el trabajo con mototraíllasconsiste en disponer de una flota equilibrada, esto es , 5.3. Tiempos de espera y maniobrasque cada tipo de mototraílla debe trabajar con un tractorde potencia adecuada, Fig. 17. La Tabla XIII puede Representan los tiempos que necesitan las mototraíllasservir de orientación . para posicionarse en la zona de carga , hasta comenzar

dicha operación . Estos tiempos incluyen cualquiermaniobra debida a la colocación del equipo y los

TABLA XIIItiempos de espera hasta acoplarse con la unidad deempuje.

Capacidad de la Tipo Potencia del Como puede observarse en la Tabla XVI, los tiemposmotoraílla tractor que necesitan las mototraillas convencionales de dos

(m3) (n- de motores) (HP) motores o push- pull son infe ri ores a los de aquellasmáquinas que necesitan tractores empujadores.

5-10 1 180-3002 180 -300

11 - 20 2 300 -560000 5.4. Tiempos de desplazamiento

21 - 30 1 650 - 900 Son los tiempos que necesitan la mototraíllas para2 600 - 900 desplazarse primero cargadas y después vacías. La1 800 - 1.200 determinación de estos tiempos se realiza conociendo el

30 2 800 - 1.200 perfil de transporte y las curvas características delmodelo de mototraílla utilizado, tal como se ha explicadoen el epígrafe 3.

ST,r�st�,t,rte.

�. _.�,,.r•��ap i .. -ser--

��-_. ...��`S•t +IC

ir�YL -- iw.r �� •s `wI 3.�.� sii .._........

Foto 2.- Tractor tándem aproximándose a una mototraílla convencional . Mina de Alquile.

TABLA XIV

Tiempos de carga de las mototraíllas (min)

CONVENCIONALESCONDICIONES DE EMPUJADAS PUSH-PULL AUTOCARGABLES

TRABAJO UN MOTOR DOS MOTORES

Favorables 0,5 0,4 0,7 0,8

Medias 0,7 0,6 1,0 1,1

Desfavorables 1,0 0,9 1,4 1,5

512

TABLA XVTiempos de viraje y descarga de las mototraíllas (min)

CONDICIONES CONVENCIONAL CONVENCIONAL DE AUTOCARGABLESDE TRABAJO UN DE MOTOR DOS MOTORES

Favorables 0,3 0,3 0,3Medias 0,5 0,5 0,5Desfavorables 1,0 0,9 0,8

TABLA XIV

Tiempos de carga de las mototraíllas (min)

CONVENCIONALESCONDICIONES DE EMPUJADAS PUSH-PULL AUTOCARGABLES

TRABAJO UN MOTOR DOS MOTORES

Favorables 0,2 0,1 Despreciable DespreciableMedias 0,3 0,2 0,1 DespreciableDesfavorables 0,5 0,5 0,3 0,2

5.5. Número de mototraíllas por empujador TABLA XVII

Con el fin de reducir los tiempos de espera de las(ACTOR DE EMPUJE SIMPLE TANDEM

mototraillas , es preciso calcular el número de éstas quej•��1por equipo de empuje se pueden manejar . Esto se

puede conseguir mediante la siguiente fórmula: ----------------------Núm. máximo de motrotraíllas por empujador

1,3 2.0

Tiempo de ciclo de la mototraílla CARGA CON EMPUJADOR ATRASADO

Tiempo de ciclo del empujador ]if�iiM c= I------ -1~

donde el denominador se puede calcular a partir de:Tiempo de ciclo _ Tiempo de carga de x Factor de empuje CARDA EN CADENAdel empujador - la motrotraílla

Los factores de empuje que se utilizan para las distintasformas de trabajo se indican en la Tabla XVII. 3 s

Otra regla práctica que puede servir, en una primeraaproximación, para calcular el ciclo del empujador es: CARGA INVERTIDA

Tiempo de ciclo- 1,4 x Tiempo de carga de + 0,25 min

del empujador la mototraílla

c , ¡,

5.6. Optimización del trabajo combinado de Y = C(x). Curva de carga (t).mototraíllas y empujadores T = Coste horario de una mototraílla (PTA/h).

El tiempo de ciclo óptimo de la carga, aparentemente , n = Número de mototraíllas.puede considerarse como aquél a partir del cual el E = Coste horario del empujador (PTA/h).material rebosa la caja por ambos laterales . La forma e = Tiempo de maniobra del empujados (min).correcta y experimental para determinar ese tiempoóptimo de carga , para un cie rto material en un tajo x = Tiempo de carga del empujador (min).dado , es a part ir de la denominada "Curva de desarrollo e + x = Tiempo ciclo total del empujados (min).de cargas". Esta curva se obtiene empujando un númeroexacto de veces durante una décima de minuto , pesan - U = Coste unitario (PTA/t).do las cargas y obteniendo la media ; después se repite mototraílla menos tiempo de cargala operación el mismo número de veces empujando dos t = Ciclo

Ciclode la

décimas de minuto , pesando cada una de ellas hastaobservar que , a part ir de un cierto tiempo de empuje no t + x = Ciclo total de la mototraílla (min).hay incremento alguno en la carga . Con los resultadosmedios obtenidos se dibuja una cu rva similar a la de la PRIMER CASO: Sobran mototraíllas , "OPTIMO DELFig. 18 . EMPUJADOR". En este caso el empujador está con-

tinuamente ocupado y el rendimiento del equipo será eltt.) del empujador.40

36,0 g 37,63a,s 0,7 Solución gráfica : Se traza la tangente a la curva de

30 7 1,5 0.9 carga desde el punto "P" que tiene como abcisa nega-30 2ss s,e tiva desde el origen el tiempo "e" de maniobra del

4,9 empujador , Fig. 19 ; la abcisa de "P'" (punto de tangen-18,1 cia), "x" , determinará el tiempo de carga óptimo y la

7,7 ordenada C(x) las toneladas cargadas.Y

lo(t.) CURVA oE CARGA

V . . 1 . 1 1 ' 1 1. 1 1 y a r_L

CARGA

0,1 0,2 0,3 0,4 0,5 0,6 0,7TIEMPO DE EMPUJE (min.) P.

Figura 18.- Curva de desarrollo de la carga de una mototraílla con ¡un material dado. C(x)

A partir de esta curva de desarrollo de cargas , se puede °determinar el ciclo óptimo de carga que será distinto I---• x--.l TIEMPO X

según las condiciones de trabajo : Figura 1 9.- Optimo del empalados.

- Que sobren mototraíllas, óptimo del empujador.Solución analítica:

- Que falten mototraíllas.coste hora del equipo E + nT- Que esté equilibrado el equipo. U = _ _

rendimiento del empujador 60C(x)

Para estos tres casos se puede determinar el tiempo e + xóptimo de carga a partir de la curva de carga (LópezGonzález, G. 1980); ya que éste dará lugar al ciclo E + nT e + xmínimo y, por tanto , al rendimiento máximo . Como el =coste del equipo es constante , a un rendimiento máximo 60 C(x)corresponderá un coste/m3 mínimo , que es lo que sebusca : Derivando e igualando a cero, queda finalmente:

C(x)

-Coste horario del equipo C'(x) _ ( = tg a

U ( PTA/t ) _ (e + xRendimiento horario del equipo

Lo que confirma que el óptimo del empujador se obtienetrazando la tangente a la curva de carga por el punto

Las variables que se consideran son: "P", tal que PO = e.

514

SEGUNDO CASO: Faltan mototraíllas . Entonces el En este caso, la producción del empujador coincide con"OPTIMO DEL EQUIPO" lo da el "OPTIMO DE LA la de las "n" mototraíllas.MOTOTRAILLA".

Solución gráfica : Se traza la tangente a la curva deSolución gráfica : Se traza la tangente a la curva de carga, Fig. 21, desde el punto "P" que tiene la abcisacarga desde el punto "P", que tiene de abcisa PO = - t,Fig.20. PO_ Ee+Tt _-K

v E+tCARGA

(t) CURVA DE CARGA Yry CARGA

ct)CURVA DE CARGA

K- Ee+TtE + T

C(X)P OTIEMPO wdn

xr- t x p O

Figura 20.- Optimo de la mototrailla . K x -..l TIEMPO (M11X

Figura 21.- Optimo equilibrado.La abcisa del punto de tangencia " P'", determina eltiempo de carga óptimo "x" y la ordenada la cargaóptima C(x). Solución analítica : Como se puede tomar como ren-

dimiento horario el del empujador o el de la mototraílla,se ha tomado el pri mero de acuerdo con la fórmula del

Solución analítica : primer caso:

U coste horario del equipo _ E + nT _E + nT e + x

rendimiento horario del equipo 60 . n u =C(x) 60 C (x)

t+x

E+nT t+xPero el número de mototraíllas es, en este caso, una

60 • n C(x) función del tiempo de carga del empujador "x", estandodado por:

Derivando e igualando a cero: Ciclo de la mototraílla t + xn=

U'E + nT C(x) - C'(x) (t + x) 0 Ciclo del empujador e + x

60 n C(x)2 Sustituyendo en la ecuación inicial, se tiene:

C(x)-C'(x) (t+x)=0 E+ t+x T

e + x e + x E(e+x) + T(t+x)C(x) u

= C' (x) = tg a 60 C(x) 60 • C(x)

(t + x) x(E+T) + (Ee+Tt)

Lo que confirma que el óptimo de la mototraílla se 60 • C(x)

obtiene trazando la tangente a la curva por el punto "P"de abcisa PO = -t.

multiplicando y dividiendo por (E + T), resulta:

TERCER CASO: OPTIMO EQUILIBRADO Ee + TtSe consigue cuando el equipo está perfectamente E + T x + E + Tconjuntado, es decir, el empujador puede efectuar "n" U =veces los empujes que requieren las mototraíllas. 60 C(x)

r+r

Z

CONTORNOEFECTIVO

h

opO pO Ioo°° Z h

L

O,4L2h

HOJA U Y SEMI-1.11

Figura 25.- Capacidades de las hoyas tipo "U" y "Semi-U".

6.2. Tiempo de ciclo empujando Como regla general , para el avance se trabaja en unrango de velocidad de 2 a 4 km/h y para el retroceso

El tiempo de ciclo, "T.", de un tractor comprende un de 4 a 6 km/h.tiempo fijo de maniobra y otro variable según la distan-cia de trabajo . Muchos fabricantes facilitan gráficos como el de la

Fig. 26, que permiten de una forma rápida estimar lasEl tiempo fijo puede tomarse de la Tabla XVIII. producciones de empuje con tractores que montan

diferentes hojas y para diferentes distancias de transpor-te. Los valores que se obtienen son los máximos

TABLA XVIII teóricos posibles en las siguientes condiciones:

1. Eficiencia del 100% (60 min/h).

CONDICIONES DE TIEMPO FIJO 2. Tiempos fijos de 0,05 min con transmisión tipoTRABAJO (min) Power-Shift.

3. La máquina arranca en 15 m y luego empuja laMedias 0,10 - 0, 15 carga hasta verterla por un talud.

Desfavorables 0,20-0,25 4. La densidad del material es de 1 .360 kgfm3 suelto y1.780 kg/m3 en banco . El Factor de ConversiónVolumétrica es de 0,769.

El tiempo variable se calcula empleando la siguiente 5. El coeficiente de tracción es superior a 0,5.fórmula: 6. Se utilizan hojas de control hidráulico.

Distancia de ¡da (m) x 60Tiempo variable (min) _ + Los factores de corrección que hay que aplicar para

Veloc. ida (km/h) x 1000 estimar las producciones reales son los recogidos en lasTablas XIX y XX.

Distancia de vuelta (m) x 60+

Veloc. vuelta (km/h) x 1000 Ejemplo

Se desea hallar la producción de un tractor de 700 HPLas velocidades medias de ida y vuelta dependerán de (522 kW) que monta una hoja recta empujando arcillalas marchas que se utilicen. Estas son normalmente las compacta por el método de zanja, a una distancia mediasiguientes: de 45 m y con una pendiente favorable del 15%.

Ripando: 13 Fase - 11 Marcha adelante. Se estima que la densidad del material suelto es de 1.57023 Fase - 211 y 31 Marcha atrás. kg/m3. El operador tiene una experiencia de tipo medio y

la eficiencia de operación se estima en un 83%.Empujando: 11 Fase - 1 á Marcha adelante.

21 Fase - 21 Marcha adelante. La producción máxima no corregida es: 1.370 m3/h34 Fase - 2,1 Marcha atrás. según la curva "10 U" de la Fig. 26-

518

TABLA XIXFactores de corrección según las condiciones de trabajo

TRACTOR DE CADENAS TRACTOR DE RUEDAS

OPERADOR:Excelente 1,00 1,00Bueno 0,75 0,60Deficiente 0,60 0,50

MATERIAL:

Suelto y amontonado 1,20 1,20Difícil de cortar, congelado:

con cilindro de inclinación lateral 0,80 0,75sin cilindro de inclinación lateral 0,70 -hoja con control de cable 0,60 -

Difícil de empujar; se apelmaza(seco, no cohesivo) omaterial muy pegajoso 0,80 0,80

Rocas desgarradas o de voladura 0,60-0,80 -

EMPUJE POR METODO DE ZANJA 1,20 1,20CON DOS TRACTORES JUNTOS 1,15-1,25 1,15-1,25

VISIBILIDAD:Polvo, lluvia, nieve, niebla, oscuridad 0,80 0,70

EFICIENCIA DEL TRABAJO:50 min/h 0,84 0,8440 minlh 0,67 0,67

TRANSMISION DIRECTA:(tiempo fijo de 0,1 mín.) 0,80 -

HOJAS:*

De giro horizontal (A) 0,50-0,75 -Hoja amortiguadora (C) 0,50-0,75 0,50-0,75D5 de entrevía estrecha 0,90 -Hoja U para material liviano (carbón) 1,20 1,20Hoja de tipo caja (amontona) 1,30 1,30

PENDIENTES: Ver Tabla XX

Nota : Las hojas de giro horizontal y las amortiguadoras no se consideran herramientas de producción. Según las condiciones del trabajo,la hoja A y la C producen como término medio del 50 al 75 por ciento de una hoja recta.

519

m3 s/h yd3 s/h2200 2600

l0u

2000- 2600

24001800

2200 1051600 9U

2000

1400 1B00 9S

1

1600 8U1200-

001000

85 I i1200

800 10007U

75

600 800

6,00400 IOU

400 105

2009U�

200 9T7U BS75

0 0 100 200 300 400 500 600 PIESI ► I I I I I I I I I I I METROS0 15 30 45 60 75 90 lOS 120 135 150 165 180 195

DISTANCIA MEDIA DE EMPUJE CON LA HOJA

Figura 26.- Producciones horarias de tractores con distintas hojas empujando a diferentes distancias (CATERPILLAR).

Los factores de corrección aplicables son los siguientes:TABLA XX

Arcilla muy compacta, difícil de cortar .. 0,80

TANTO POR CIENTO FACTOR DE - Corrección por pendiente .......... 1,19DE PENDIENTE CORRECCION - Método de zanja ............... 1,20

Operador con experiencia media ..... 0,75- 30 1,26 - Eficiencia de operación ........... 0,83- 25 1,23- 20 1,21 Producción real (n?s/h) = 1.370 x 0,80 x 1,19 x 1,20 x- 15 1,18 0,75 x 0,83 = 974 m's/h.- 10 1,14- 5 1,10

6.3. Operación de ripado

0 1,00 Para estimar la producción de ripado de un tractorexisten también varios procedimientos.

+ 5 0,95 1. Un método consiste en hacer levantamientos topo-* 10 0,85 gráficos del área de trabajo, mediante perfiles, y+ 20 0,65

luego registrar el tiempo invertido en escarificar unárea. Después de retirar el material fragmentado se

+ 25 0,52 vuelven a levantar los perfiles para hallar el volumenexcavado. Dividiendo el volumen por el tiempo

+ 30 0,40 invertido en escarificar se halla la producción horaria.

2. El segundo método consiste en registrar el tiempoinvertido en escarificar, y contar las cargas del equipo

520

de transporte por un tiempo determinado. Pesando o 7. Producciones horarias de loscalculando la cantidad media de carga de cadaequipo, se obtienen los datos necesarios para hallar volquetesla producción horaria.

La producción horaria de un volquete se determina3. El método menos exacto, pero usado con frecuencia por mediante la expresión:su rapidez, consiste en estimar la producción con laexpresión indicada al principio del epígrafe, midiendopreviamente la velocidad durante la operación de ripado. 60 . C,, . EPara esto, es preciso controlar varios ciclos además P (m3s/h) _de la distancia media, el espaciamiento entre pasa- T.das y la penetración del riper.

60 . C,, . EEjemplo P (Uh) = T

Un tractor de 410 HP (306 kW), realiza el ripado de unterreno con pasadas distantes entre sí 900 mm demedia. La velocidad media es de 1,6 km/h y cada 90 donde:m, que es una pasada, se invierten 0,25 min en levan-tar el riper, hacerlo girar y descender después de dar lavuelta el tractor. La penetración estimada es de 600 C,12 = Capacidad del volquete (m's ó t).mm y el Factor de Conversión Volumétrica de 0,75. La T = Tiempo de ciclo (min).eficiencia de operación se fija en el 83%. `Se desea hallar la producción horaria del equipo es E = Eficiencia de la operación (Tanto por uno).carificando. El tiempo total de ciclo se obtiene sumando a losEl tiempo de ciclo se calcula de la forma siguiente: tiempos fijos de carga , maniobras , etc., los tiempos- Velocidad media: 1,6 km/h = 26,7 ni/min. invertidos en el trayecto de ida cargado y en el de

90 vuelta vacío.Tiempo variable: = 3,37 min. A continuación, se expone la metodología de cálculo del26,7 rendimiento y dimensionamiento de una flota de volque-

- Tiempo fijo: 0,25 min tes.- Tiempo total: 3,37 min + 0,25 min = 3,62 min.

(mas/h) =60. 0,6. 0,9. 90. 0,83

= 891 m's/h 7.1. Tiempos fijos de carga , maniobras y3,62. 0,75 descarga, y esperas

Algunos fabricantes dan gráficos para calcular la produc- El tiempo de carga de un volquete es función de lación de ripado en función de la potencia del tractor y capacidad de la excavadora o pala que se utilice y develocidad sísmica característica del terreno a fragmen- la duración del ciclo de las mismas . Este tiempo puedetar. En la Fig. 27 se muestra un ejemplo de tres trac- obtenerse, pues , a partir de las expresiones:tores con distinta potencia.

eoo Capacidad del volquete (ma)D455 Tiempo de carga =(650HP (min) Ritmo teórico de carga (mas/min) x

a Factor de llenado del cazoE eoo5 ó

0 355ó (410 HP) Capacidad del volquete (t)X Tiempo de carga =2 D 155 (min) Ritmo teórico de carga (mas/min) xO (238 HP Factor de llenado x Densidad delú material (t/m's)o0á Ejemplo:

Un volquete de 50 t de capacidad es cargado por una° 500 1000 1500 2000 2500 3000 pala de ruedas cuyo ritmo teórico de carga es de 705

VELOCIDAD SISMICA (m/s) m's/h, con una roca volada que tiene una densidad deFigura 27.- Producciones horarias de diferentes tractores con 1,67 t/mas. El factor de llenado se estima que es 0,65.

materiales de distinta velocidad sísmica (KOMATSU). Se desea averiguar el tiempo de carga.

521

50 densidad, con el que se consigue un factor de llenadoTiempo de carga (min) = x de dicho cazo de 0,9. Se quiere calcular la carga real

705 m3s/h x 0,65 x 1,67 depositada por cada ciclo elemental de carga.60 min

x 3,92 min.h Carga real (t) = 10 m3/cazo x 0,9 x 1,8 t/m3s = 16,2 t.

Un método alternativo , que puede emplearse cuando nose conoce el ritmo de carga , consiste en multiplicar el Los restantes tiempos fijos se refieren a los inve rtidosnúmero de cazos que se necesita para llenar un vol- en la descarga y maniobras , así como en las esperasquete por el tiempo de ciclo de cada cazo . frente a los equipos de carga . En la Tabla XXI seTiempo de carga (min) = Número de Cazos x Tiempo recogen los valores medios que se utilizan según las

de ciclo de un cazo condiciones de operación.

El número de cazos necesarios se calcula facilmentedividiendo la capacidad del volquete por la del cazo delequipo de carga.

Capacidad del volquete 7.2. Tiempos variablesNúmero de cazos =

Capacidad del cazo Los tiempos de acarreo y retorno se calculan dividiendola distancia de transpo rte entre las velocidades medias

Los valores con decimales superiores a 0,1 se redon- en ambos trayectos.dean por exceso hasta completar la unidad , ya que elnúmero de cazos debe ser una cifra entera . Distancia del trayecto de ida (m)

Tiempo de transporte = +La capacidad del equipo de carga se refiere a la real , ( min) Velocidad media cargado (km/h) x 16,66por lo que deberá tenerse en cuenta el factor de llena-do. Es decir : Distancia del trayecto de vuelta (m)

+Capacidad Capacidad nominal Factor de Densidad Velocidad media vacío (km/h) x 16,66del cazo del cazo x llenado x

smaterial

elto

Ejemplo Las velocidades medias se estiman mediante las curvascaracterísticas de los volquetes y los Factores de Velo-

Se considera una excavadora con un cazo de 10 n3 de cidad , que se aplican en cada uno de los tramos quecapacidad, que carga un material de 1,8 t/m3s de constituyen el perfil de transpo rte.

TABLA XXI

TIEMPOS DE DESCARGA TIEMPOS DE ESPERA DELY MANIOBRAS DEL EQUIPO DE CARGA

CONDICIONES DEOPERACION Unidades de Unidades de

Volquetes descarga por Volquetes descarga porel fondo el fondo

Favorables 1,0 0,3 0 , 15 0,15

Medias 1,3 0,6 0 ,30 0,50

Desfavorables 1,5 a 2 1 ,5 0,50 1,00

Nota : Tiempos en minutos.

7.3. Equilibrio entre el tamaño de los Una regla muy extendida es que el número de cazos devolquetes y los equipos de carga mate ri al que debe depositar el equipo de carga sobre la

unidad de transpo rte debe estar comprendido entre 3 y6. Esta relación de acoplamiento queda justificada por:

Con el fin de desarrollar eficazmente el ciclo de ex-plotación entre las unidades de carga y de transporte , 1. El tamaño de la caja no es demasiado reducido condebe existir entre éstas un cie rto equilibrio . respecto al del cazo, resultando así menores los

522

derrames e intensidad de los impactos sobre la La Fig. 28 muestra la gama de capacidades de volque-unidad de transpo rte . tes según el tamaño de cazo de los equipos de carga.

Como ejemplo ilustrativo de lo expuesto en la Tabla2. El tiempo de carga no es demasiado pequeño y, por XXII y en la Fig. 29 , se recogen los criterios de acopla-

lo tanto , no se produce una mala saturación del miento que se recomiendan entre palas cargadoras yequipo de carga . volquetes.

2004E

4

Q 15-uWOOa.

locrwJWO y

Q 5oU

a áU

00 lO 20 30 40 50 60 70 80 90 100 110 120 130 140 150 160CAPACIDAD DEL VOLQUETE (t)

Figura 28.- Relación entre las capacidades de los volquetes y los equipos de carga.

TABLA XXII

PALA CARGADORA VOLQUETE CRITERIO DE SELECCION

Capacidad del cazo Carga máxima 3 ~ 6 excavadoras

Altura libre (H ,) Altura de la caja (H2) H, > H2 + 150

Alcance ( L,) Anchura de la caja (L2) L, > L2/2 - 300

Anchura de cazo (B,) Longitud de la caja ( B2) B, < B2 - 300

Unidades (mm)

cn

Alcance

Figura 29 .- Acoplamiento entre palas de ruedas y volquetes.

523

7.4. Dimensionamiento de la flota de vol- Generalmente, cualquier valor con una parte decimalquetes superior a 0,3 se redondea por exceso hasta completar la

unidad. Una cifra inferior a esa será objeto de un análisismás detallado, pues probablemente incrementando la

El numero de unidades o tamaño de la flota requerido eficiencia de operación pueda suprimirse la necesidad depara realizar un trabajo depende de las necesidades de adquirir otra unidad de transporte. En algunos casosproducción. Este número de volquetes se calcula por la puede plantearse organizar el trabajo con unos relevosexpresión: mayores en lugar de comprar una unidad extra.

En la Fig. 30 se indican las etapas de cálculo paraNúmero de Producción horaria necesaria llegara determinar el número de unidades de transportevolquetes = necesarias.necesarios Producción horaria por unidad

TIEMPODE CARGA

TIEMPO DETIEMPO TIEMPO DE TIEMPOS MANIOBRASDE IDA VUELTA FIJOS Y DESCARO

TIEMPO DEESPERA

TIEMPOTOTALDEL CICLO

EFICIENCIA CICLOS CARGA

GLOBAL POR HORAMEDIA DELVOLQUETE

i.

DISPONIBI- PRODUCCIONLIDAD MECA- PRODUCCIONHORARIANICA DE LA HORARIA

FLOTA REQUERIDA

FLOTAREQUERIDA

Figura 30.- Etapas de cálculo para el dimensionamiento de una flota de volquetes.

524

7.5. Factor de acoplamiento entre la flota El número de cazos por volquete , "p", es un númerode transpo rte y los equipos de carga. medio constante, que se debe determinar y mantener en

función del trabajo concreto que se realiza.Otra parte interesante es la determinación del número En lo referente al número de unidades de carga, *n", latotal de volquetes que debe ser asignado a cada unidad producción requerida obliga inmediatamente ála

,númeroeacarga; esto e que se trata de resolver mediante adecuado de ellas para obtenerla, partiendo de seell "Factor

dede Acoplamiento (Match Factor)". tiene decidido el modelo y prevista su producciónucción

Supóngase que para un determinado trabajo se tienen aproximada.los siguientes datos : En cuanto al número total de volquetes , "N", se deter-N = Número total de volquetes . mina asignando al Factor de Acoplamiento su valor

óptimo , esto es 1, despejando dicho valor a conti-n = Número total de unidades de carga. nuación:T = Tiempo de ciclo de cada volquete.t = Tiempo de ciclo de cada cazo.

N p t= 1

x = Número de volquetes por unidad de carga. n.Tluego:

p = Número de cazos necesarios para llenar un vol- n.Tquete. N =

p.tEl cociente entre el tiempo total del ciclo del volquete ,"T", y el tiempo de carga de éste , "p.t , da el número Este número de volquetes, en teoría , absorberá la produc-de volquetes necesarios , "x", por cada unidad de carga . ción estimada por el equipo de carga. La representación

gráfica de este resultado se muestra en la Fig. 31.

X = T

p 't

800 PRODUCCION MAXIMA EXCAVADORAE

Si se multiplica esta expresión por el número de equi- ó GOOpos de carga, "n", se tiene:

ZONA REALT . n

0DE TRABAJO

x.n= ap. t o 1 2 4 5 G 7 8

N° DE VOLQUETES

Como "x.n" es el número total de volquetes , resulta:SOBREDIMENSIONADO EL _ I SOBREDIMENSIONADO

N. p. t = n . T EQUIPO DE CARGA EL EQUIPO DE TRANSP.

Figura 31.- Curva de producción teórica.N.p.t _1

n . T Pero la curva de producción real, Fig . 32, va siemprepor debajo de la teórica, y se necesitarán más volquetessi se quiere llegar a obtener la producción máxima de

Al primer miembro de esta expresión se le denomina la unidad de carga, lo que es debido a varias causas:"Factor de Acoplamiento":

- Volquetes de diferentes capacidades o en distintoN.p.t n4 total de volquetes estado de conservación.

FA. = = - Estrechamiento en zonas de carga, descarga yn.T n4 total de cargadoras pistas de transpo rte.

ciclo de carga del volquete - Espaciamiento diferente entre los volquetes.

ciclo del volquetePor ello , es preciso marcar un objetivo , ya que son doslas posibilidades existentes:

Se puede considerar que "t" y "T" son valores constan- - Máxima producción (Condicionada por el tiempotes, en cuanto a valores medios, si bien dependen de limitado de la operación minera).las condiciones de trabajo, de las características decada máquina y de la eficiencia del operador . - Mínimo coste (Limitación de tipo económico).

525

Ejemplot

so PROOUCCION MAXIMA EXCAVADORA Se trata de cargar caliza bien volada con una densidad1,7 t/m3 sueltos, y se dispone de 3 palas de ruedas concucharón de 10,3 m3 de capacidad y 15 volquetes de

0 4W oEt�S 77,2 t y caja de 51,3 m3. Con este material, la pala14o

1

consigue ciclos de 0,7 min, con un factor de llenado del0200-0: 90%, mientras que el volquete tarda en su recorrido ya descarga 12 min.

o I 2 3 4 5 6 7 8N2 DE VOLQUETES La carga de cada cazo de la pala es:

Figura 32.- Curva de produccion real.C= 10,3.0,9=9,27m'= 16,2t.

Naturalmente, los equipos que persiguen estos fines, nocoinciden. tal y como se ve en la Fig. 33. 51,3

Entonces, el volquete se llena con = 5,5 cazos9,27.36

-35 y con esos cinco cazos la carga es 5 x 9,27 = 46,35 m'= 78,8 t.

»E. COSTES 33 E Por lo tanto, se toma este valor como carga media del

z volquete.o

301 Los datos de partida son, entonces, los siguientes:G 8co

V° Número de palas .............. n = 3.a

400 PROOUCCIONNúmero de volquetes ........... N = 15.

Ciclo de la pala ............... t = 0,7 min.

Número de cazos ............. p = 5.

' 4 6 ' lo 'N° DE VOLQUETES Ciclo del volquete (12 + (0,7 x 5)) .. 15,5 min.

Figura 33.- Puntos de máxima producción y minimo coste.

Por último, en la Fig. 34 se muestra la variación de la para este caso concreto se tiene un Factor de Acopla-eficiencia para las unidades de carga y transporte, enfunción del grado de desacoplamiento. miento igual a:

VOLQUETES EXCAVADORA N. p. tFA= = 1,13,

n. T

6

W j lo que significa que para esta situación hay exceso dei equipos de transporte. Si se quiere saber el número

máximo de volquetes que debe usarse, basta con hacerLL 20-W i� FA = 1.

O 2 .4 .6 .8 I 1.2 1.4 1.6 12 2 n. T 3. 15,5FACTOR DE ACOPLAMIENTO Entonces N = = = 13,3 volquetes,

Figura 34.- Variación de la eficiencia en función del Factor de p . t 5. 0,7Acoplamiento.

Y el número de volquetes por pala sería:Así, para un FA = 1, el acoplamiento es perfecto. Si esmenor de 1, existirá un exceso de la capacidad de T 15,5carga y, por lo tanto, la eficiencia del transporte es del N, _ = = 4,43 volquetes por cada100%, mientras que la de la carga es menor. Por el p . t 5. 0,7 equipo de carga.contrario, si el Factor de Acoplamiento es mayor de 1,la eficiencia de la carga es del 100% y la del transporte,por lo tanto, será menor. Obsérvese que para la determinación del equipo no haA continuación, se ve un ejemplo práctico elaborado por sido preciso saber las producciones de la pala y losC. Veraza (1986). volquetes, aunque su cálculo sea muy sencillo.

526

Ahora bien, para el valor óptimo del FACTOR DE Por otro lado, la producción en transporte es:ACOPLAMIENTO se ha obtenido un valor de N = 13,3volquetes; es evidente que habrá que optar entre 13 y14. Para ello, ahora es necesario considerar las produc- 60 60clones de carga y transporte, si se quiere conseguir la Prod. volquete = • p . C - F = • 5 - 10,3 .máxima producción o el mínimo coste. T 15,5La producción de carga de una unidad sería: 0,9 = 179,5 m3/h = 305 Uh.

Prod. Pala=60

C F =60

- 10,3-0,9=t 0,7 Si se suponen unos costes horarios de 24.000 PTA para

= 795 m3/h = 1.350 Uh. la pala y de 18.000 PTA para el volquete, se puedeconfeccionar la Tabla XXIII, en la que se refleja cómo

Y la del equipo completo de carga: van variando las producciones, el Factor de Acoplamien-to y los costes según se van incorporando sucesivas

Pc = 3 x Prod. Pala = 4.050 Uh. unidades de transporte.

TABLA XXIII

EQUIPO COSTE HORARIO PRODUCCION FACTOR DE COSTE UNITARIOTOTAL (PTA/h) (t/h) ACOPLAMIENTO (PTA/t)

3 palas y 10 volquetes 232.000 3.050 0,75 76,063 palas y 11 volquetes 248.000 3.355 0,83 73,923 palas y 12 volquetes 264.000 3.660 0,90 72,133 palas y 13 volquetes 280.000 3.965 0,97 70,613 palas y 14 volquetes 296.000 4.050 1,05 73,083 palas y 15 volquetes 312.000 4.050 1,13 77,043 palas y 16 volquetes 328.000 4.050 1,20 80,993 palas y 17 volquetes 344.000 4.050 1,28 85,43

Representando gráficamente los valores se obtiene la Como se ve, la producción del equipo de carga es sóloFig. 35. función del número de cargadoras, mientras que la

producción del equipo de transporte crece linealmentecon el número de volquetes. Los puntos de interseccióncon las líneas horizontales permiten determinar elnúmero de unidades de transporte ideal para los casosde una, dos o tres palas.

ONA DE

4.050 PROD. 3 CARG.00SATURACION

La máxima producción del conjunto la marca el equipoZONA DE SATURACION .A de carga, por lo que, por encima y a la derecha del

PR00. 2 CARG. punto «A«, la pata está saturada y los volquetes no2 - - D - -- -- - - - - - - - - - - esperan, mientras que, por debajo y a la izquierda, es

DEL VOLQUETE la pala la que tiene tiempos muertos.PROD. 1 CARG

Como se ha visto, el número ideal de volquetes era13,34; es obvio que hay que elegir 13 ó 14. La decisión

2 4 6 8 lO 12 14 16 le se tomará según el objetivo que se pretenda conseguir:N° DE VOLQUETES la máxima producción o el mínimo coste. Si se repre-

sentan los costes gráficamente junto con las produc-Figura 35.- Gráfico de producciones. ciones, se llega a la Fig. 36.

527

.. 85 Se puede afirmar que, normalmente, el coste mínimo seobtiene para valores del FACTOR DE ACOPLAMIENTO

o. 60 próximos a la unidad, pero por debajo de ella, en casode no ser un número exacto el de los volquetes necesa-rios; tan solo en el caso de que la fracción que queda

0 75 supere a las 90 centésimas puede ser menos costososaturar el equipo de carga.

70

Pero en la realidad, si se había calculado que el valorz a s e IO 12, 14 16 18 de N era para este caso de 13,3 volquetes, las ex-

periencias obtenidas en la práctica indican que a partirdel octavo volquete se empiezan a producir alteracionesque repercuten en el rendimiento del transporte, que seaparta de la gráfica lineal para tomar el aspecto de la

4.0 curva que se ve en la Fig. 37.2

U2.7600 Í �P�yQ

IO

á 1.350 4050 PRODUCCION EQUIPO DE CARGA

t

2 4 6 8 lo 12 14 16 16N2 DE VOLQUETES ó

Figura 36.-Representación de los costes yD

El coste mínimo corresponde al punto A, en el que el ávalor del FACTOR DE ACOPLAMIENTO es la unidad,pero en caso de tenerse que decidir por un númeroexacto de unidades de transporte, el coste mínimo se 2 4 6 8 10 12 14 16 18

obtiene para N = 13, con un FACTOR DE ACOPLA- N2 DE VOLQUETES

MIENTO de 0,97, en donde, a costa de perder algo de Figura 37.- Curva real de producciones.producción, se obtienen costes menores que si seconsideran 14 volquetes en que el coste sube un 3,5%,consiguiéndose únicamente un 2% más de rendimiento.Incluso, sería más económico realizar el trabajo con sólo Así, para las diferentes unidades que integran el equipo12 volquetes si las exigencias de producción lo per- de transporte, se producen las siguientes pérdidas,mitieran. Tabla XXIV.

TABLA XXIV

N2 RENDIMIENTO CICLODE VOLQUETES PERDIDA (%) (t/h) VOLQUETE

10 2,98 2.960 15,911 5,33 3.176 16,412 7,06 3.402 16,713 10,34 3.555 17,314 11,83 3.764 17,615 15,30 3.875 18,316 17,14 4.043 18,7

528

Con estas condiciones, la tabla de producciones ycostes presenta alguna variación importante. Si seconfecciona con los nuevos rendimientos, los resultadosson los de la Tabla XXV.

TABLA XXV

EQUIPO COSTE HORARIO PRODUCCION FACTOR DE COSTE UNITARIOTOTAL (PTA/h) (t/h) ACOPLAMIENTO (PTA/t)

3 palas y 10 volquetes 232.000 2.960 0,73 78,4

3 palas y 11 volquetes 248.000 3.176 0,78 78,03 palas y 12 volquetes 264.000 3.402 0,84 77,6

3 palas y 13 volquetes 280.000 3.555 0,88 78,6

3 palas y 14 volquetes 296.000 3.764 0, 93 78,8

3 palas y 15 volquetes 312.000 3. 875 0, 96 80,5

3 palas y 16 volquetes 328.000 4. 043 0, 99 81,1

Por último, pueden obtenerse las siguientes con- s = Número de descargas por minuto , que es funciónclusiones: de la velocidad de rotación del rodete por el

número de cangilones que posea.- El coste mínimo se obtiene para, en este caso, un

FACTOR DE ACOPLAMIENTO de 0,84, pero con V = Factor de conversión volumétrica.una producción sensiblemente menor que la óptimade la carga (3.402 t reales sobre las 4.050 t previs- La producción media real se obtiene a partir de latas). teórica , afectándola de una serie de coeficientes de

rendimiento que dependen de las siguientes variables:- Para saturar la carga son necesarios tres volquetes

más de los calculados teóricamente. Coeficiente del terreno- El saturar la carga es imprescindible para conseguir Incluye las características de los macizos rocosos o

la producción máxima del equipo, pero tal saturación materiales a excavar:sólo se logra con un coste más elevado por tonela - - Dureza.da. - Excavabilidad.

- Fracturación.- Plasticidad.- Humedad.

8. Producciones horarias de las - Capacidad para formar bloques.rotopalas - Tendencia a apelmazarse.

Conforme a lo expuesto en el Capítulo 6, la producción Coeficiente de mineríahoraria de una rotopala es igual a la capacidad de loscangilones por el número de descargas de éstos porunidad de tiempo . - Altura de banco.

Anchura de bloque.Pa = IN . s . 60 - Longitud de bloque.

ó - Condiciones del piso.Pm = IN . s . 60. v, - Angulo del talud.

donde : Coeficiente de mantenimientoIN = Capacidad de los cangilones ( m) . En rodetes no

celulares se cumple IN = 1,25V, siendo ' V' el - Tipo de mantenimiento.volúmen geométrico del cangilón . En algunos - Stock de repuestos.diseños , debido al espacio anular existente, se Ile- - Cualificación de la mano de obra.ga a capacidades de IN = 1 , 5V. - Mantenimiento de los elementos de corte.

rfln

Coeficiente de operadores - El ángulo de la artesa.

- Cualificación del operador. - La inclinación de la instalación.

- Supervisión. - La clase de material a transportar.- La alimentación del material.

Coeficiente de operaciónEn el capítulo 11, dedicado a estos equipos, ya se

Durante la operación de las rotopalas se producen unas expuso el proceso de cálculo de la capacidad depérdidas de rendimiento debido a: transporte. A modo de recordatorio se estudia a con-

- Excavación de bloques con ángulos de giro eleva-tinuación un caso simple de instalación.

dos.- Movimiento de la excavadora en cada avance de

una pasada. Ejemplo

- Elevación o bajada del rodete en los cambios de En una explotación de caliza se dispone de una cintaterrazas. transportadora inclinada 100, con una banda de 800 mm

- Inversión del giro del brazo del rodete al terminar de ancho y artesa de 20°. La alimentación de la cintacada pasada. es uniforme y la velocidad de transporte 3,5 m/s. Se

desea estimar la producción horaria de la instalación,- Disparo de relés por los sistemas de seguridad. sabiendo que la densidad del material es de 1,60 t/m3.

Coeficiente del circuitoSegún la Tabla XVI del capítulo 11, se tiene:

Pérdidas de producción que se producen en el circuito. P. = 208 m'/h.- Limitación de la capacidad de las cintas.- Atascos en los vertidos. Al ser una cinta inclinada, el valor de K será:- Problemas en el apilador.

K = 0,95.

9. Producciones horarias de las Como:cintasLa capacidad de transporte de una cinta depende, como

P.

se ha indicado, de los siguientes factores: }se tendrá:

- El ancho de la banda.- La velocidad de la banda. P = 208 • 3,5 • 0,95 • 1,60 = 1.106 t/h.

530

10. Bibliografía

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ANEXO XX

Metodología de control de la producción

-1. Control de la producción mismo tipo. En efecto, dos máquinas suponen doblenúmero de horas de presencia que una, con la misma

La producción de un equipo durante un período de jornada de trabajo.tiempo dado puede descomponerse, para su mejoranálisis, en tres factores:

Producción Horas de trabajoProducción = x x

Horas de trabajo Horas de presencia 2. Clases de horasx Horas de presencia 2.1. Clasificación general

Producción = Rendimiento x Utilización x Horas depresencia La clasificación general de los diferentes tipos de horas

se representan en el esquema de la Fig. 1.

La producción es, pues, directamente proporcional a HORAS DE PRESENCIAcada uno de los factores indicados, que se describen a HOJAS BRUTASContinuación: Paradas mayoresLHORAS NETAS Paradas

menores (> 15 minutos)

A. Rendimiento por hora de trabajo (s 15 min.)

HORAS DE PARADA

Es la producción por hora de trabajo. Para el mismomodelo de máquina y características de trabajo similares Figura 1.- Clases diferentes de horas.(mismo tipo de explotación) permanece aproximada-mente constante. De esta forma, los resultados de 2.2. Clasificación de las "Horas de Parada"proyectos realizados pueden extrapolarse a otros futuros,siempre que se mantengan las condiciones de opera- Pueden clasificarse atendiendo a dos criterios diferentes:ción.

A) Duración límite de las paradas apreciadas.Como es obvio, dentro del mismo tipo, las máquinas de B) Causa de la parada correspondiente.mayor tamaño y capacidad dan un rendimiento mayor.

A. Clasificación según duración apreciada de las

8. Coeficiente de utilización paradas.

Es la proporción de horas de presencia que realmente Las horas de parada desde este punto de vista sese trabajan. Depende de varias causas: clasifican en:

- Localización de la explotación y su clima.. Paradas mayores : Son la suma de todas las para-

das que se produzcan en el trabajo y tengan una- Edad y estado de la maquinaria y naturaleza de los duración superior a los 15 minutos.

materiales (disponibilidad mecánica). • Paradas menores : Son la suma de todas las para-- Interferencias entre las máquinas que trabajan en das de duración menor o igual a 15 minutos.

cadena, etc.Como es lógico, la suma de las paradas "mayores" y

Este factor no resulta extrapolable de unas minas a "menores" da las "horas de parada".otras de la misma clase, sino que ha de analizarse yestimarse para cada una en particular. Por el contrario,puede ser similar para máquinas del mismo tipo pero di- B. Clasificación según causa de la parada corres-ferente tamaño, dentro de la misma explotación . pondiente

- Paradas por avería : Comprenden desde que seC. Horas de Presencia estropea la máquina hasta que, una vez reparada la

avería, la máquina está de nuevo presente en elEste factor se refiere, en primer lugar, a la jornada de

tajo dispuesta a reanudar el trabajo. Es decir, se

trabajo. Para un mismo período de tiempo puede sufrir incluye el tiempo espera o reparación y los

modificaciones según que se varíe el número de relevos posibles trasladoss all y desdedesde ell taller.

dentro de la jornada o incluso se realicen mayor o - Paradas por mal clima : Son debidas a condicionesmenor número de horas extraordinarias. climáticas críticas para el trabajo o la máquina. Por

ejemplo, lluvias que impiden el transporte conEn segundo lugar, puede también modificarse mediante volquetes o inundan la explotación, etc. Varíanel empleo de mayor o menor número de máquinas del mucho con el emplazamiento de la mina.

533

- Paradas diversas : Se agrupan aquí las demás 6. Falta de combustible."horas de parada".

7. Repostado.A continuación, se define individualmente cada una delas diferentes clases : 8. Mantenimiento : El mantenimiento debe hacerse

generalmente fuera de las horas de presencia. CasoHoras de presencia : Son las totales del turno o jornada. de no hacerse así, se presentará la parada co-Se comienza a contar a partir del momento en que el rrespondiente.trabajador "debe" presentarse en la explotación y setermina en el momento en que "debe" salir de ella . se 9. Traslado (P = personal, M = máquina): El trasladoincluirán las horas extraordinarias de presencia real del del personal tiene lugar cuando el puesto de trabajotrabajador. La precisión puede ser del orden del minuto . se encuentra alejado del sitio de entrada y salida

(parada de autobuses) de los trabajadores en laHoras de trabajo : Pueden ser: mina. El traslado de máquinas cuando se cambia su- Horas brutas. emplazamiento. ►,

- Horas netas . 10. Pista en mal estado : Es aplicable a los volquetes.El mal estado del camino no es debido al mal

A continuación se define cada una de ellas: tiempo , sino a la existencia de algún blandón uobstáculo que impide el paso . También puede ser

Horas brutas : Se calculan como diferencia entre las debido a la falta de cisterna , con la presencia de"Horas de Presencia" y las "Paradas Mayores" (de polvo, que hace la pista peligrosa e intransitable.duración superior a 15 minutos).Son las que se obtienende los partes de mina donde no se apuntan las paradas 11. Voladura.inferiores a 15 min ; dichas paradas se aprecian demedia en media hora. 12. Parada técnica : Espera para el disparo de voladura,

etc.Horas netas : Se calculan como diferencia entre las"Horas de Presencia" y las "Horas de Parada". 13. Huelga o fuerza mayor.

Horas de parada : Incluyen toda clase de paradas de 14. Trabajos impropios : Que no tienen relación con elcualquier duración . Es decir son la suma de todos los objetivo de la máquina.momentos de parada que se produzcan durante lashoras de presencia. Para poder calcularlas hay queapreciar el minuto , como mínimo. Este caso se da enlas minas cuando existen controladores que aprecian el C. Aplicación conjunta de las dos clasificacionesminuto o se hacen estudios de cronometraje , etc. Seincluirán aquí también los intervalos de tiempos dedica- Dado que las dos clasificaciones anteriores se hacendos a "trabajos impropios" o sin relación con el objetivo atendiendo a criterios que no tienen ninguna relaciónde la máquina ; por ejemplo pala cargadora transportan- entre sí y, por tanto, no son excluyentes , deben aplicar-do una pieza , etc. se a la vez para definir con más precisión un cierto

conjunto de paradas . Puede hablarse así, por ejemplo,de:

Una clasificación de estas paradas por su causa es lasiguiente: Paradas mayores por avería: Suma de todas las }

paradas de duración mayor de 15 min debidas a1. Interferencia (A = anterior, S = siguiente ): Debidas averías.

a inte rferencias entre los tajos o equipos de trabajoque operan en cadena. Por ejemplo , si hay una • Paradas menores por avería: Suma de todas lasavería en la cargadora, paran "por interferencia A" paradas de duración menor de 15 min debidas alos volquetes. averías (ajuste de mecanismos de regulación, pincha-

etc.).zos,2. Falta de operador : Absentismo sin posibilidad de

reemplazamiento. • Paradas por avería: Suma de todas las paradas(mayores y menores) debidas a averías. Parte de las

3. Falta de tajo: Generalmente debida a limitaciones "Horas de parada".o deficiencias de programación.

4. Falta de material : Se trata generalmente de mate- Como puede observarse, en vez de decir "horas deríales necesarios dentro del proceso de producción: parada por avería" se dice simplemente "paradas pormineral acopiado, etc. avería" para simplificar.

5. Falta de herramienta : Por ejemplo, falta de acce- Lo mismo podría hacerse con las paradas debidas asorios de perforación, etc. "traslado del personal", "voladura", etc.

534

3. Coeficiente de utilización Las utilizaciones parciales más impo rtantes son:

Es el factor definido por el tanto por uno de las horas CU', = Utiliz. neta clima = Horas presencia-Paradas clima

de presencia que deja libres para trabajar cada clase de Horas presenciaparadas (o su conjunto). Por tanto:

CD'. = O'isp . mecánica neta =Horas presencia-Paradas avería

Horas presencia - (Paradas),Horas presencia

Cu; =Horas presencia

CU', = Utiliz. diversa netaHoras presencia- Paradas dive rsas

=Horas presencia

Con el subíndice " i" se indica una cie rta clase deparadas . Como en esos tres coeficientes de utilización parciales

están incluidas todas las paradas (por clima, avería ydiversas) posibles , puede calcularse a base de ello elcoeficiente de utilización total neta, resultando:

Horas presencia-Horas parada3.1. Coeficientes de utilización netos CU' - Utiliz . total neta =Horas presencia

Todas las paradas que se indican a continuación tienen Horas netasuna duración cualquiera , es decir , son la suma de las cu', . CD'. + cu', - 1paradas mayores y menores. Horas presencia

535

........................ . .....

CAPITULO XXI

Cálculo de los costes horarios e inversiones en maquinaria

1. Introducción nológicos que se van incorporando a los diferentesmodelos , a las puestas a punto necesarias tras los

El propósito de este capítulo es definir una metodología períodos de inactividad, etc.para la estimación de los costes de la maquinaria , quepermita, de una forma rápida y sencilla , obtener un La partida más impo rtante , que es la amortización, vaorden de magnitud de los mismos y . establecer com- destinada fundamentalmente a la sustitución del equipo,paraciones entre unidades que puedan efectuar el por lo que el usuario debe recuperar durante la vida útilmismo trabajo . Asimismo , en la segunda parte se de la máquina una cantidad igual a la pérdida de valorexponen los métodos de análisis de inversiones en la en el mercado, por las causas indicadas anteriormente,adquisición de equipos, haciendo especial énfasis en la y por el propio uso , incluyendo después las partidascomparación de alternativas mutuamente excluyentes . destinadas a proteger la inversión en el equipo.

En lo relativo a los costes horarios , el sistema que aquíse expone no incluye gastos tales como supervisión ydirección , construcción y preparación de pistas , tajos, 2 . 1. Amortizaciónetc., que son labores necesarias para el correcto fun-cionamiento de la maquinaria , si se desea que ésta La amortización es una disminución en el valor de laopere con el máximo rendimiento y eficacia . propiedad debido al uso , al deterioro y a la caída en

desuso de un bien.Las variables que influyen en la determinación de loscostes son muchas y, en ocasiones , cambiantes , de Los factores que determinan la amortización son losacuerdo con las condiciones en las cuales se van a siguientes:llevar a cabo los trabajos . Por ello , las cifras que seobtengan por estos procedimientos de cálculo debenconsiderarse como estimaciones económicas con unas A. Factores físicos:precisiones que, según los casos, pueden no ser dema-siado altas. - Avería repentina, debida a:

• Accidentes diversos yHabitualmente , el coste horario de un equipo se obtienecomo suma del coste de propiedad o de disponibilidad • Desastres.de la máquina, aunque no trabaje , y el coste de opera- - Envejecimiento , debido a:ción o funcionamiento. Así pues , el coste unitario portonelada o metro cúbico producido se calcula mediante Deterioro físico yla expresión : • Desgaste.

Coste por Coste horado de operación y propiedad B. Factores funcionales:unidad de =material Producción horaria - Ineptitud.

- Falta de modernidad.- Mejoramiento.- Desuso.

2. Costes de propiedadEl coste de propiedad de un equipo se obtiene mediantela agregación de las siguientes partidas: C. Factores tecnológicos.

1. Amortización.

2. Interés de capital inve rtido . A. Factores físicos3. Seguros . El uso y las averías normales de la maquinaria, mien-4. Impuestos. tras ésta se encuentra en se rvicio , disminuye general-

mente y de forma gradual su capacidad de ejecución delGeneralmente , las tres últimas partidas se obtienen trabajo para el cual fue adquirida.conjuntamente , denominándolas cargas indirectas.

No se pueden prever los defectos repentinos o acciden-Los costes de propiedad existen aún cuando la máquina tales que obliguen a la retirada de la máquina o delen cuestión no se encuentre trabajando , ya que, por un material , pero en cambio se puede estimar cuántolado, se tiene un capital inmovilizado , que podría tiempo prestará se rvicio teniendo en cuenta otras causasdestinarse a otro uso generando unos intereses y, por de desgastes. El deterioro físico es debido a agentesotro, va perdiendo valor como consecuencia de la químicos o mecánicos que dejan sentir sus efectos conobsolescencia , debido a los continuos avances tec- el tiempo.

537

Los desgastes se deben a fenómenos de rozamiento, de neumáticos, en caso de montarlos. Así pues, lachoque, vibración o fatiga de los materiales. En el amortización anual será:estado de deterioro influyen, principalmente, la edad yel uso, predominando este último.

Precio de adquisición - Valor residual - Valor neumáticos

8. Factores funcionales. A Años de vida

Un cambio en la demanda o en el servicio esperado 'deuna máquina hace decrecer su valor para el propietario, Como el activo se deprecia en la misma cantidad cadaaun cuando ésta sea capaz de llevar a cabo su propó- año, el valor en libros después de "t" años de servicio.sito original. será igual a:

C. Factores tecnológicos. B = P - A . t.

El desarrollo de nuevos y mejores métodos para llevara cabo una función hace que los diseños anticuados de Ejemplomaquinaria se vuelvan de repente incontrolables. Unainnovación tecnológica es, en la actualidad, un suceso Se ha comprado un tractor a un coste de 120.000.000tan rutinario que la obsolescencia es una preocupación PTA, después de 6 años de uso tiene un valor denotable en la compra de cualquier máquina. recuperación de 18.000.000 PTA. Calcular:La decisión de cambiar el tipo de materiales de loselementos constitutivos o el diseño de los equipos a) La amortización anua!.pueden ocasionar también que la unidad existente se b) La amortización anual y el valor en libros para cadavuelva repentinamente obsoleta. año.

2.1.1. Términos utilizados en la amortización de a) Amortización anuallos equipos

Los términos que normalmente se emplean en el cálculo P- VRde las amortizaciones de la maquinaria son los siguientes: A =- Vida útil : Duración del equipo con un uso normal. n- Valor residual : Estimación del valor de mercado al

final de la vida útil de un equipo.- Valor en libros : Se refiere a la diferencia entre el 120.000.000 - 18.000.000

coste original del equipo y la cantidad total de amor-tización cargada hasta la fecha. Es decir, representa 6el valor actual del activo tal como aparece en loslibros de contabilidad.

- Valor comercial : Es la cantidad de dinero que seb) Amortización anual y valor en libros para cada año.

puede obtener por el activo si fuese vendido en elmercado libre.

TABLA I

2.1.2. Métodos de amortizaciónLos métodos de amortización que se utilizan más FIN DE AMORTIZACIÓN VALOR ENcomúnmente son los siguientes: AÑO ANUAL (A) LIBROS (8)- Método lineaL.- Método de la suma de los digitos del año. 0 - 120.000.000- Método del doble saldo decreciente. 1 17.000.000 103.000.000

2 17.000.000 86.000.000A. Método lineal 3 17.000.000 69.000.000Consiste en dividir la suma a amortizar por el periodo 4 17.000.000 52.000.000de amortización expresado en años. Si se desea cal-cular el coste de amortización horaria, éste se obtendrá 5 17.000.000 35.000.000dividiendo la cifra de amortización anual por el númerode horas trabajadas al año. La suma a amortizar debe 6 17.000.000 18.000.000obtenerse descontando al precio de adquisicón delequipo el valor residual del mismo y el coste del juego

538

pero, como se debe incluir el año en que se desea laMPTA amortización se debe sumar 1, quedando:

120P

A=17n-t+1.

100

El valor en libros para el final de cada año t vale:

tn (P-VR),so- A B=P

E40-

j=1 n(n+1)/2

VR=18 que desarrollada resulta:ac-

B=(P-VR) (n-t)(n-t+1) +VRo I 2 3 4 5 6 n(n+1)VIDA (AÑOS)

Figura 1.- Evolución del valor en libros del tractor.Ejemplo

B. Método de la suma de los dígitos del año Se va a resolver el ejemplo anterior aplicando el métodode la amortización por suma de los dígitos del año.

Este método proporciona cuotas de amortización que En la Tabla 11 se indican los cálculos.son más grandes durante los primeros años de la vida Como ejemplo del cálculo de los valores de la columnade una máquina. 8, se determina la fila correspondiente al fin del año 3:El nombre de la suma de dígitos del año se deriva del (6 - 3) (6 - 3 +1)hecho que se utiliza la suma de los dígitos del año B = (120.000.000 - 18.000.000) +desde 1 hasta n de la vida útil de la máquina siendo : 6(6+1)

+ 18.000.000 = 47.142.858 PTA.n(n+1) jJJJ2

Por ejemplo, para una máquina con vida útil de 5 años, TABLA 11la suma de dígitos sería:

FIN DEL n - (f-1) AMORTIZACIÓN VALOR EN5 (5 + 1) AÑO n (n + 1)/2 ANUAL (A) LIBRO (8)

1+2+3+4+5 = =15-2

0 - - 120.000.000 }

La amortización variable para cualquier año se obtiene 1 6/21 29.142.857 90.851.714

con: 2 5/21 24.285.714 66.571.429

3 4/21 19.428.571 47.142.858

4 3/21 14.571.429 32.571.429Años amortizables restantes

A (P - VR) 5 2/21 9.714.286 22.857.173Dígitos para toda la vida útil 6 1/21 4.857.143 18.000.000

n-t+1(P-VR)

n (n + 1)/2 C. Método de amortización de doble saldo decre-ciente

En este método la amortización que se prevé al final deEste valor del numerador surge por la siguiente con- cada año t es una función constante, p = 2/n, del valor

sideración: en libros al final del año anterior.

Años amortizables restantes = n - t A = pB,. ,

539

El valor en libros al final del año t es: Normalmente , el método que se aplica , por su sencillez,B = P (1-p), es el lineal.

Luego la amortización al fin del año será: 2.1.3. Vidas útiles de los equipos y valores2 2 residuales

A = P f1 - jn n Para el cálculo correcto de la amortización es preciso

elegir cuidadosamente las vidas útiles de los equipos.Ejemplo En la Tabla IV se indican los periodos normales de

amortización en función de las condiciones de trabajo.Aplicando este método para resolver el ejemplo anterior, Sin embargo , existen otros factores que afectan a esosse tendrá : valores , como son el deseo de acelerar la amo rtización

2 1 del dinero inve rtido , la compra de un equipo para unp = _ = 0,333 proyecto de duración específica , los métodos y con-6 3 diciones económicas del lugar , la disponibilidad de

En la Tabla /11 se indican los valores correspondientes . divisas para la compra de repuestos , y, sobre todo, lasprácticas de mantenimiento de la propia maquinaria.Por otro lado, para calcular el coste de amortización es

TABLA ti/ preciso considerar el valor residual de los equipos proce-dente de la reventa o canje de los mismos , tras su utiliza-ción. Esto es una opción del estimador , pero al igual que

FIN DE AMORTIZACIÓN VALOR EN sucede con la vida útil o periodo de amortización, esAÑO ANUAL (A) LIBROS (B) obligado tenerlo en cuenta para determinar la inversión

neta amortizable . Normalmente , los valores residuales quese estiman al final de las vidas útiles previstas de estas

0 - 120. 000.000 máquinas oscilan entre el 15 y el 20%.

1 40.000.000 80.000.000 Para las plantas móviles de trituración y cintas transpor-tadoras, normalmente , se utilizan periodos de amor-

2 26.800. 000 53. 000.000 tización de unos 20 años . No obstante , las bandasdeben sustituirse con mayor frecuencia , por ejemplo

3 10.000. 000 35.200.000 cada diez años.

4 12.000.000 23.200.000 2.2. Cargas indirectas5 8.000.000 15.200.000 Este apartado incluye el resto de las partidas correspon-

dientes a los costes de propiedad , es decir intereses6 5.200. 000 10.000.000 del capital , seguros, impuestos, etc.

Los intereses del capital son las cantidades anuales quese deben cargar al coste de una máquina, en concepto de

D. Comparación de los métodos de amortización la cantidad monetaria que hubiera generado el capitalinvertido en la misma , si en vez de adqui ri r ésta se hubiera

En la Fig . 2 se efectúa una comparación gráfica de los destinado a cualquier otro tipo de inversión o negocio.tres métodos de amortización expuestos. Los conceptos mencionados anteriormente como cargas

indirectas dependen directamente del precio de lamáquina, por lo que podrán evaluarse conjuntamente

0- 120 como un porcentaje del valor de la misma. No debecometerse el error de aplicar el porcentaje sobre el

looD precio de adquisición de la máquina, ya que se ha idoIr Ím aplicando una amortización anual , que lógicamente ha-' so M. LINEAL ido disminuyendo el valor teórico de la misma , además

wM. SUMA DE de que cada anualidad es susceptible de ser utilizada

60-ó

acITOS para producir intereses.Por todo ello , se utiliza el método de la "Inversión

M DOBLE SALDO40-DECRECIENTE Media" para calcular estos costes indirectos.'

20- ,o Se define como Inversión Media Anual la cantidadro media a inve rt ir cada año del periodo de amo rtización

de manera que los intereses producidos por ese capital0 1 2 3 a 5 6 medio , colocado a un rédito anual fijado, durante los "n"

VIDA (AÑOS) años del periodo de amortización , sea igual a la sumaFigura 2 .- Comparacion de los diferentes métodos de de los intereses de las cantidades que quedan pendien-

amortrzacfón . tes de amo rtizar durante los "n" años mencionados.

540

TABLA IV

CONDICIONES DE TRABAJOEQUIPO

BUENAS MEDIAS DURAS

Excavadoras de cables 120.000 100.000 60.000Dragalinas de zancas 120.000 100.000 60.000Apiladores 120.000 100.000 60.000Rotopalas 120.000 100.000 60.000Excavadoras hidráulicas 40.000 30.000 20.000Palas cargadoras diesel 15.000 12.000 8.000Palas cargadoras diesel-eléctricas 25.000 15.000 12.000Tractores de orugas 20.000 15.000 10.000Tractores de ruedas 15.000 12.000 8.000Mototraíllas 16.000 12.000 8.000Volquetes pequeños 25.000 20.000 15.000Volquetes grandes 40.000 30.000 20.000Camiones de descarga por el fondo 50.000 40.000 30.000Motoniveladoras 20.000 16.000 12.000

El procedimiento que se sigue para calcular la Inversión suma será igual a los intereses que produciría a lo largoMedia parte de los siguientes datos: de los "n" años la Inversión Media "IM" al mismo rédito:

P = Precio de adquisición de la máquina. n-1 n-2 2 1n = Número de años de vida de la máquina. (P + P + P + P + P ) . r

r = Rédito anual en tanto por ciento. n n n n

h = Horas de trabajo al año. Sumando los términos entre paréntesis, que constituyenIM = Inversión Media. una progresión aritmética de razón 1/n, y repartiéndolos

Como son los años que ha de durar la operación, en "n" años se tendrá:«n»se debe amortizar anualmente una cantidad P/n. P + P 1/n nCantidad que resta de amortizar al principio del año 14: 2

r=lM.r,P=P nCantidad que resta de amortizar al principio del año 24: de donde:

P P (n-1) P + PP- _

n n Wn = P (n+1)

Cantidad que resta de amortizar al principio del año 34:2 2n

P P (n-2)Una vez obtenida la inversión media bastará aplicarle el

P - 2 rédito correspondiente y dividir por el número de horas

n n de trabajo, quedando así la fórmula:IM r

Cantidad que resta de amortizar al principio del año n-1 °: Coste horario de cargas indirectas =h 100

P P•22 =

n n En la Tabla V se recogen los coeficientes que sirven paraobtener los valores de la Inversión Media, en función del

Cantidad que resta de amortizar al principio del año n-21: precio de adquisición del equipo, los años de vida del

p P • 1 mismo y el valor residual que se considere.

2 = Por otro lado, para agilizar los cálculos es posiblen n construir ábacos como el de la Fig. 3, que permiten

obtener los coeficientes que multiplicados por el preciodel equipo en MPTA, proporcionan el coste horario por

Cada una de estas cantidades está produciendo inte- cargas indirectas. El ábaco de esa figura corresponde areses a un rédito "r" durante un año cada una, y su equipos con una vida útil de 12.000 h.

TABLA V

VALOR RESIDUAL COMO UNA FRACCION DEL PRECIO INICIAL

0,0 0,06 0,10 0,15 0 ,20 0,25 0,30 0 ,35 0,40 0,45 0,50 0 ,55 0,60 0,65 0 , 70 0.75

1 1,000 1,000 1 ,000 1,000 1 , 000 1,000 1 ,000 1,000 1 , 000 1,000 1 , 000 1 ,000 1 ,000 1.000 1 , 000 1,0002 0,750 0 , 763 0 ,775 0 ,788 0,800 0,813 0,825 0 ,838 0 ,850 0,863 0,875 0,888 0 ,900 0 ,913 0,925 0,9383 0,667 0,683 0 ,700 0 ,717 0,733 0,750 0,767 0 ,783 0 ,800 0 ,817 0 ,833 0 ,850 0 ,867 0 ,883 0 ,900 0,9174 0,625 0,644 0,663 0 ,681 0,700 0,719 0,738 0,756 0 ,775 0 , 794 0 ,813 0,831 0 , 850 0 ,869 0 ,888 0,906

,Z5 0,600 0 ,620 0 ,640 0 ,660 0,680 0 ,700 0 ,720 0 ,740 0 , 760 0 ,780 0 ,800 0 ,820 0 ,840 0 ,860 0 ,880 0,900

1 6 0,583 0,604 0,626 0 ,646 0 ,667 0 ,688 0,708 0,729 0 ,750 0 , 771 0 , 792 0 ,813 0,833 0 ,854 0 ,875 0,896Z 7 0,571 0,593 0 ,614 0 ,636 0 ,657 0 ,679 0 , 700 0 , 721 0,743 0,764 0,786 0,807 0,829 0, 850 0,871 0,893Oá 8 0,563 0,584 0,606 0 ,628 0,650 0 ,672 0,694 0 ,716 0,738 0,759 0,781 0,803 0 ,825 0 , 847 0 ,869 0,891N 9 0,556 0,578 0,600 0.622 0 ,644 0 ,667 0 ,689 0, 711 0 ,733 0,756 0 , 778 0,800 0 , 822 0 ,844 0 ,867 0,889ce 10 0 ,550 0 ,573 0,595 0 ,618 0,640 0,663 0,685 0,708 0 ,730 0 ,753 0,775 0 ,798 0 ,820 0 ,843 0, 865 0,888O

11 0,545 0.568 0,591 0 ,614 0 ,636 0 ,659 0 ,682 0, 705 0 ,727 0 ,750 0 ,773 0, 795 0,818 0 , 841 0 ,864 0,886

G 12 0,542 0,565 0,588 0 ,610 0,633 0,656 0,769 0,702 0,725 0,748 0,771 0,794 0 ,817 0,840 0,863 0,885

O 13 0,538 0,562 0,585 0,608 0,631 0,654 0 ,677 0,700 0,723 0,746 0,769 0,792 0,815 0,838 0,862 0,885G 14 0 ,536 0 ,559 0 ,582 0 ,605 0,629 0 ,662 0 ,676 0 ,698 0 ,721 0,745 0,768 0 ,791 0,814 0 ,838 0,861 0,884O

W15 0,533 0 ,557 0 ,580 0,603 0,627 0 ,650 0 ,673 0 ,697 0,720 0,743 0,767 0,790 0,813 0,837 0,860 0,883

16 0, 531 0,555 0,578 0,602 0,626 0 ,648 0,672 0 ,696 0, 719 0,742 0,766 0,789 0,813 0,836 0 ,859 0,88317 0,529 0,553 0 ,577 0,600 0,624 0,647 0 , 671 0,694 0,718 0,741 0,765 0 ,788 0,812 0,835 0 ,859 0,88218 0,528 0 , 551 0,575 0,599 0,622 0,646 0,669 0 ,693 0,717 0,740 0,764 0,788 0 ,811 0,835 0 ,858 0,88219 0,526 0,550 0,574 0,597 0,621 0,646 0,668 0,692 0 ,716 0,740 0,763 0 ,787 0 ,811 0,834 0 ,858 0,88220 0,525 0,549 0,573 0,596 0,620 0,644 0,668 0 , 691 0 ,715 0,739 0,763 0 , 786 0,810 0,834 0,858 0,881

3. Coste horario de operación

90- En este epígrafe se engloban todos aquellos gastos quese producen durante el funcionamiento del equipo, o por

9 causa de éste , y que son básicamente los siguientes:

w lo- 1. Consumos.

so • Combustible y energía.Q • Lubricantes (Aceites y grasas).ó 50- • Filtros ( De aire , de gas-oil y de aceite).U • Material de desgaste (Dientes , cuchillas, puntas

4 de riper , etc.).2. Reparaciones.3. Neumáticos o tren de rodaje.

20 4 . Operador.

3.1. Costes de combustible y energía1 2 3 4 5 6 7 8 910 11 1213 1415 1617161920

INTERES GLOBAL (%) Los suministradores y fabricantes de equipos proPOr-Figura 3.-- Coeficientes de calculo de las cargas nd,rectas. cionan, generalmente, datos acerca del consumo de

Sd�

combustible de sus máquinas, expresados, en las El coste horario de combustible se calcula entonces conunidades diesel, en litros o gramos de gas-oil por hora las siguientes expresiones:de trabajo. Normalmente, no se da una única cifra, sinoque, dependiendo de las condiciones de operación, Coste horario de combustible = 0,3 x Potencia (kW)éstas corresponden a dos o más situaciones, por x Factor de combustible x Precio de litro deejemplo: favorables, medias y desfavorables, o buenas, combustiblemedias y duras.

Otra forma de estimar el consumo de combustible es omediante las curvas que relacionan la potencia y el par Coste horario de combustible = 0,22 x Potencia (HP)motor con el consumo específico de los motores que x Factor de combustible x Precio del litro demontan las máquinas objeto de estudio. Con estos combustiblegráficos, en función del número de revoluciones detrabajo del motor, se determina su potencia, su parmotor y su consumo específico. Estos consumos se Con respecto a los equipos eléctricos los consumossuelen expresar en gramos o litros por caballo y hora. horarios de energía pueden calcularse a partir de laAsí pues, el consumo medio se obtendría con la potencia de los equipos, aplicándoles los coeficientesexpresión: que se indican en la siguiente expresión:

Consumo horario (llh) = POT x CE kWh/h0,746 . POT . F.

=Consumo total (1) = POT x CE x H F.

TABLA VI

CONDICIONES DE TRABAJOEQUIPO

BUENAS MEDIAS DURAS

Tractores de orugas 60% 70% 80%Palas cargadoras 40% 50% 60%Excavadoras hidráulicas 50% 70% 90%Mototraíllas autocargables 40% 50% 60%Mototraíllas convencionales 45% 55% 65%Volquetes 25% 35% 45%

donde: donde:POT = Potencia neta del motor en caballos POT = Potencia nominal del equipo (HP).

CE = Consumo específico en litros por caballo y hora. F. y F. = Factores de potencia.

H = Tiempo real trabajado por la máquina en horas. Los valores de estos coeficientes se encuentran refleja-Las cifras de consumo de gas-oil oscilan, para la dos en la Tabla VII.mayoría de las máquinas, entre 0,12 y 0,15 I/HP-hequivalentes a 0,16 y 0,20 I/kW-h, a excepción de los

TABLA VIIvolquetes, cuyos consumos son mucho más reducidos,del orden del 45 al 55% de los indicados para el restode los equipos. EQUIPO F. F.En la Tabla VI se indican los denominados "Factores deCombustible", que permiten también efectuar es-timaciones más precisas en función de las condiciones Dragalinas 0,65 0,98

de operación de los equipos. El dato de partida es el Rotopalas 0,65 0,98consumo específico de gas-oil de los modernos motores Excavadoras grandes 0,55 0,98diesel funcionando a plena potencia, y que se estima Excavadoras pequeñas 0,65 0,90del orden de 0,30 litros por hora y por kilowatio depotencia o 0,22 litros por hora y por caballo de potencia.

543

Otra forma de estimar los consumos de energía eléctrica finales y sistema hidráulico, y grasas consistentes parade algunos equipos es la que se indica en la Tabla VIII, todos los elementos en contacto metal-metal que nopara excavadoras de cables eléctricas, en función de la lleven aceite.capacidad del cazo de las mismas y condiciones de trabajo.

Tal como se vio en el Capítulo 2 existe una correlación La estimación detallada del consumo de estos productosestrecha entre las dimensiones o tamaño de cazo de debe efectuarse a partir de las guías de lubricación y

estas máquinas y la potencia total instalada. mantenimiento de la máquina de que se trate, donde serecogerán, además, los cambios de filtro recomendados.Una forma habitual de calcular los costes horarios de

TABLA VIII servicio consiste en expresarlos como un porcentaje delcoste horario de combustible.

Capacidad del cazo Consumo de energía En la Tabla X se indican los valores característicos para(m3) kWh/m' diferentes tipos de máquinas.

4 110 •• 85 TABLA X6 260 1608 355 200

Coste de lubricantes, I12 450 25015 670 370 EQUIPO grasas y filtros,

en función del coste,19 900 500 de combustible

(%)

Malas condiciones•• Buenas condiciones , eficiencia operativa alta. Excavadoras hidráulicas 20 - 25Fuente : ATKINSON Tractores de cadenas 10 - 20

Por otro lado, en la Tabla IX se indican los consumosPalas de ruedas 15 - 20

específicos, es decir , expresados por unidad de material Mototraíllas autocargables 15 - 20movido , que habitualmente se obtienen con diferentes Mototraíllas empujadoras 10 - 15equipos eléctricos.

Volquetes 10 - 15

TABLA IX Un procedimiento similar al anterior, pero menos preciso,de cálculo de estos costes, pues no se tiene en cuentael tipo de máquina , consiste también en obtener el coste

EQUIPO Consumo específico horario de servicio como un porcentaje del coste horariokWh/m de combustible, considerando las condiciones en que se

desarrolla la operación:Excavadora de cables 0,45-0,71

Excavadora de desmonte 0,52 - 0,91 A. Condiciones Favorables

Dragalina de zancas 0,88 - 1,21 Coste horario de servicio = 1/5 . Coste horario de

Rotopala 0,30 - 0,50 combustible

B. Condiciones mediasFinalmente, en las plantas móviles y semimóviles detrituración, el consumo de energía oscila entre 0,4 y 1,2 Coste horario de servicio = 1/3 . Coste horario dekWh/t, dependiendo de las características básicas del combustiblematerial.

C. Condiciones Desfavorables(Alto consumo de aceites y'grasas y frecuentes cambios

3.2. Costes de lubricantes , grasas y filtrosde filtros de aceite)

Los lubricantes que se usan en los equipos mineros son Coste horario de servicio = 1 /2 . Coste horario debásicamente: aceites para motor, transmisión, mandos combustible.

544

3.3. Costes de elementos de desgaste 3.4. Costes de neumáticos o tren de rodaje

Este capítulo es de muy difícil estimación , ya que Para estimar el coste horario de los neumáticos es precisodepende de numerosos factores , que además , son de determinar la vida útil de los mismos . En trabajos suaves,compleja evaluación . Entre éstos , se pueden considerar la muerte de los neumáticos se produce por desgaste,los siguientes : calidad del acero , abrasividad de las pero los grandes equipos, por el contrario , al cargarrocas, diseño del equipo , experiencia del operador , etc. material anguloso procedente de voladuras , frecuente-Además de todos esos factores debe tenerse en cuenta mente , sufren averías fatales mucho antes de que sela diferente incidencia que éstos tienen sobre los hayan desgastado los tacos menos de la mitad. Lasdistintos elementos de desgaste , pues no es lo mismo causas de estas muertes prematuras pueden ser muyla experiencia de un operador manejando una mo- variadas : por deformación excesiva durante la carga, portotraílla , en cuanto a sustitución de cuchillas se cortes en los flancos , separación de gomas, etc.refiere , que el de un tractor destinado al empuje de Los fabricantes de neumáticos suelen part ir en sustierras , especificaciones de 5.000 h o de 80 .000 km, cifras que

posteriormente se corrigen para un cálculo de duraciónmás exacto , mediante coeficientes que están tabulados

No obstante , en la Tabla XI se recogen algunas y que corresponden a las condiciones de trabajo delduraciones medias de elementos típicos de desgaste equipo en estudio : cargas, velocidades , condiciones delque montan los tractores , palas y mototraíllas , en terreno, presión de inflado , etc, tal como se ha visto enfunción de las condiciones de trabajo . No debe el Capítulo dedicado a neumáticos.olvidarse que esas cifras sirven sólo para una primeraestimación . Otro procedimiento más simple consiste en el empleo de

las vidas medias en horas de trabajo que se indican enla Tabla XII.

TABLA XI

Duraciones de elementos de desgaste

CONDICIONES DE TRABAJOPIEZAS DE DESGASTE

BUENAS MEDIAS DURAS

Tractores

Puntas 150 30 15Protectores 1.500 450 150Rejón 10.000 3 . 500 1.000Cuchillas 300 200 100

Palas

Dientes 250 150 50Cuchillas 3.500 2 .000 500

Mototraíllas

Cuchillas 750 500 250

NOTA: Vidas en horas.

545

TABLA XII

EQUIPOPIEZAS DE DESGASTE

BUENAS MEDIAS DURAS

Mototraíllas 4.000 3.000 2.500

Palas de ruedas 4.000 3 .000 - 3 .500 1 . 000 - 2.500

Volquetes 4.000 3.000 - 3.500 2 .000 - 2.500

Camiones de descarga por el fondo 8.000 5.000 3.500

NOTA: Cifras en horas.

3.5. Costes de reparaciones El coste horario medio relativo a reparaciones seobtendría con la siguiente expresión , en la que van

Incluye todos los gastos relativos a averías del equipo , incluidas, además de las partidas de materiales yconsiderando tanto los materiales como la mano de obra . repuestos , la correspondiente a mano de obra de

mantenimiento.Normalmente , estos costes se expresan como un tantopor ciento sobre el precio de adquisición de la máquina , CR . (Precio de Adquisición - Precio de Neumáticos x Factor de Reparación)teniendo en cuenta los períodos de amortización in- Moras de vida x 100dicados anteriormente para cada clase de máquinas,así como que cada unidad ha tenido un mantenimientopreventivo adecuado . Para el caso de sistemas constituidos por trituradora y

cintas transportadoras , los costes anuales por repara-Los valores medios que se consideran para diferentes ciones se estiman entre el 1 y el 3% de la inversiónequipos se recogen en la Tabla XIII . inicial.

TABLA XIII

EQUIPOEQUIPO

BUENAS MEDIAS DURAS

Excavadoras de cables 70 95 115

Dragalinas 70 95 115

Rotopalas 70 95 115

Excavadoras hidráulicas 60 62 65

Palas cargadoras 50 60 70

Tractores de orugas 65 75 95

Mototraillas 80 85 100

Volquetes 85 90 100

NOTA: Valores en tanto por ciento.

546

3.6. Coste del operador En el campo de la maquinaria minera , las inversiones

Esta es la última partida del coste de operación. Nopueden clasificarse atendiendo a los motivos de la

P realización de las mismas:resulta fácil dar unos valores , ya que cada empresaconsidera diferentes gastos imputables a la mano de - Inversiones en nuevos equipos o máquinas.obra directamente relacionada con la maquinaria o Tienen como fin la adquisición de unidades parallevan distintos sistemas de contabilidad llevar a cabo el proceso de producción previsto.

Por otro lado , si el operador está en plantilla , el gasto de - Inversiones de renovación . Con el objeto de reem-mano de obra es independiente del número de horas de plazar o sustituir equipos agotados u obsoletos poroperación , por lo que la incidencia será variable en función otros nuevos.de los periodos de funcionamiento de la maquinaria. - Inversiones de modernización o de Innovación.Por otro lado , algunos equipos de grandes dimensiones Con el fin de que en el futuro la producción de larequieren para un correcto funcionamiento , además del empresa pueda continuarse y que ésta mantengaoperador , otras personas encargadas directamente de su posición en el mercado.distintos cometidos , como son supervisión de componen - - Inversiones estratégicas . Tienen por objeto lates, vigilancia durante los desplazamientos , trabajo , etc. reducción de riesgos para la empresa, resultantesComo ejemplos pueden citarse las composiciones de los del progreso técnico y de la agresividad de laequipos de personal de algunas de estas máquinas : competencia.

- Excavadoras : 2 personas ( 1 operador + 1 peón de Para juzgar el grado de atractivo de una inversióntajo) respecto a otras posibilidades de invertir, se requiere un

- Dragalinas : 3 personas ( 1 operador + 1 peón- instrumento de medida adecuado . Tradicionalmente hanmecánico + 1 peón de tajo) venido utilizandose cie rtos sistemas de valoración,

conocidos globalmente con el nombre de métodos- Sistemas continuos. Mínimo 9 personas . convencionales.

• Rotopalas (2 personas)Entre éstos, cabe resaltar los siguientes:

• Carro-cinta (1 persona)El periodo de recuperación , o tiempo necesario para

• Triper ( 1 persona) reembolsar o recuperar el capital invertido mediante• Apilador ( 1 persona) los ingresos netos previstos.

• Cinta (3 personas , una por cada 1.500 m - La rentabilidad porcentual simple, que se determinade cinta) como los beneficios netos anuales medios referidos

a la inversión total.A efectos de establecer comparaciones de equipos - Los beneficios netos totales , o los ingresos acumula-puede tomarse , actualmente , una cifra de coste medio dos a lo largo de la vida estimada, referidos a lade personal de unas 1.350 PTA/h. inversión original.

Estos métodos convencionales han sido desplazados por4. Coste total de operación otros más modernos que utilizan técnicas de ac-Finalmente , como resumen de todos los apartados que tualización que se verán a continuación.configuran el coste horario de una máquina, se adjuntaun modelo de impreso que sirve para efectuar la es-timación de dicho coste de una forma sistemática y 5.1. Valor temporal del dinerorápida, a partir de determinaciones previas , tales comoprecio de adquisición , vida útil , valor residual , horas de Una cantidad de dinero disponible hoy es más valiosatrabajo al año, etc., Tabla XIV. que una cantidad de dinero idéntica, pero disponible enAsimismo, a modo de ejemplo se aplica al caso de un un futuro más o menos próximo. Esto se debe, envolquete de 85 t de capacidad , considerando un precio parte, al riesgo de no percibir la misma cantidad en el

futuro; pero es impo rtante apreciar que una suma actualde adquisición de 100 MPTA y un precio del gas-oil de t55 PTA/I, Tabla XV. vale más que otra igual en el futuro, incluso en con

diciones de absoluta seguridad . La razón es que eldinero de hoy puede ser invertido ahora y generar unosingresos adicionales inmediatamente.

5. Tipos de inversiones en maqui- En general , supuestos "n" años y un interés unitario

varia métodos de evaluación anual "i", el factor de conversión de pesetas futuras eny actuales es 1/(1 + i)", Fig. 4. El valor actual "P" de "F"

La inversión es todo desembolso de recursos económi- pesetas a percibir dentro de " n" años viene dado por:

cos para adquirir bienes de producción (bienes de Fequipo) y que la empresa utiliza durante varios ciclos p =económicos para cumplir sus objetivos . ( 1 + i)" }

547

TABLA XIV

CALCULO DEL COSTE HORARIO DE LA MAQUINA:

DATOS EMPLEADOS PARA EL CALCULO:

Precio de adquisición .................. PTAMenos valor residual o de reventa % PTAMenos valor de los neumáticos ............ PTA

SUMA A AMORTIZAR ............. PTACondiciones de trabajo:Horas de vida estimada hasta sustitución por venta o desecho:Número de horas de trabajo al año : Período de amortización, años:

Inversión media:Precio de adquisición (n + 1)

Im = _ _2n

n = número de años de amortización

Cargas Indirectas:Intereses del capital: %. Seguros : %. TOTAL:Vida útil de los neumáticos , horas:Estimación de reparaciones , incl uyendo mano de obra y recambios, por averías y mantenimiento expresado en %del precio de adquisición:

COSTE DE PROPIEDADCoste de inversión:Amortización lineal:

Suma a amortizar _ ................. PTANúmero de horas de vida estimadaCargas indirectas:Inversión media anual ( ) x PTANúmero. de horas trabajo año (

COSTE HORARIO TOTAL DE PROPIEDAD PTACOSTE DE OPERACIONCombustible : 1/hora x PTA/litro ........................ = PTALubricantes , grasas y filtros: ...................................... = PTAReparaciones:Valor de adquisición - Valor neumáticos ( ) x ............ = PTA

Horas de vida

COSTE DE NUEMATICOS COSTE HORARIO TOTAL DE OPERACION PTA

Coste total _ .................................. - PTAHoras de vida

COSTE DE OPERADOR ........................................ = PTACOSTE HORARIO TOTAL PTA

548

TABLA XV

CALCULO DEL COSTE HORARIO DE LA MAQUINA : VOLQUETE DE 85 t

DATOS EMPLEADOS PARA EL CALCULO:

Precio de adquisición .................. 100.000.000 PTA

Menos valor residual o de reventa 20% ...... 20.000.000 PTA

Menos valor de los neumáticos ............ 6.600.000 PTA

SUMA A AMORTIZAR ............. 73.400.000 PTACondiciones de trabajo: Medias - BuenasHoras de vida estimada hasta sustitución por venta o desecho: 25.000Número de horas de trabajo al año: 4.150 Período de amortización, años: 6

Inversión media:Precio de adquisición (n + 1) 100.000.000 x 7

Im 58.333.3332n 2x6

n = número de años de amortización

Cargas Indirectas:Intereses del capital: 16%. Seguros : 2%. TOTAL: 18%.Vida útil de los neumáticos, horas: 3.500Estimación de reparaciones, incluyendo mano de obra y recambios, por averías y mantenimiento expresado en %del precio de adquisición: 90%

COSTE DE PROPIEDADCoste de inversión:Amortización lineal:

Suma a amortizar 73.400.000 2.936PTANúmero de horas de vida estimada 25.000

Cargas indirectas:Inversión media anual (58.333.333) 18x . . . . 2.530 PTA

Número de horas trabajo año (4.150) 100

COSTE HORARIO TOTAL DE PROPIEDAD = 5.466 PTACOSTE DE OPERACIONCombustible: 60,9 ¡/hora x 55 PTA/litro .............................. = 3.228 PTALubricantes, grasas y filtros: 13% del combustible ........................ = 420 PTAReparaciones:

Valor de adquisición - Valor neumáticos (93.400.000) x 90 = 1362 PTA

Horas de vida (25.000) 100COSTE HORARIO TOTAL DE OPERACION = 7.010 PTA

COSTE DE NUEMATICOS

Coste total _ 6.600.000 .... = 1.886 PTA

Horas de vida 3.500

COSTE DE OPERADOR ........................................ 1.250 PTA

COSTE HORARIO TOTAL 15.612 PTA

549

o bien : P/F1 " x F,siendo:

1P/F,,, = el factor de actualización.

(1 +

F

P

---------y--�--t0 n F 0 n

p(I+i)n

Figura 4.- Actualización de cantidades aisladas.

También se pueden establecer otras fórmulas deactualización aplicadas a series uniformes . Supuesta unaanualidad "A", el valor futuro de la serie de "n" años es:

A [(1 + i)" - 1)F =

El valor actual correspondiente se determina mediantela expresión:

P =A[(1+i)"-1 ]

i (1 + i)"En la Fig . 5 se representa esta operación.

P

A A A A

-U 1- ------ -► ---------0 1 2 n-I n o nT

A = P i l+i)n

Figura 5.- Actualización de anualidades uniformes.

Las expresiones anteriores permiten establecer las seis La notación normalizada para describir las relacionesrelaciones posibles entre P, F y A que se representa expresadas anteriormente se dan en la forma que semediante los factores de actualización, Fig. 6. detalla en la Tabla XVI.

P

5.2. Elección de la tasa de actualización

En toda evaluación económica, la tasa para actualizarlos flujos de fondos de un proyecto debe ser la"Rentabilidad mínima aceptable - RMA".

F A En condiciones de capital disponible limitado, que es lomás frecuente, la RMA equivale a la rentabilidad del

Figura 6.- Relaciones existentes entre P, F y A. proyecto más atractivo pendiente de financiar.

ri5l)

TABLA XVI

Resumen de los factores

FORMULA SIMBOLO DESCRIPCION

(1 + i)" (F/P,i,n) Para encontrar F dado P, (una sola cantidad).

( 1 + i), (P/F , i,n) Para encontrar P dado F , (una sola cantidad).

( F/A,i,n) Para encontrar F dada una serie uniforme A.

(A/F,i,n) Para encontrar A dado F.(1+i)"-1

(1+(P/A,i,n) Para encontrar P dada una serie i uniforme A.

(1 +

(A/P,i,n) Para encontrar A dado P.(1 + i)" - 1

En términos económicos , la RMA es el coste de opor- Los dos crite rios económicos que más se utilizan en eltunidad del capital , representado por la rentabilidad de análisis de proyectos son los siguientes:otras oportunidades de inversión existentes y no ex-plotadas . También puede afirmarse que la RMA es elvalor del capital para la empresa, ya que representa elfruto que podría obtener mediante su inversión . A. VALOR ACTUAL NETO (VAN). Un proyecto es

aceptable económicamente si al actualizar sus flujosEn condiciones de capital disponible ilimitado, la RMA se de fondos la suma algebraica de los valores asíhace igual al coste marginal del capital para la empresa. obtenidos es positiva.

Salvo en el caso poco frecuente de capital disponibleilimitado , la RMA representa, pues , el valor del capital n CFjy no su coste para la empresa. Así, no es conceptual- VAN =Emente correcto actualizar los flujos de fondos al coste j=o (1 +corporativo del capital, o a cualquier otro tipo relaciona-do con la ofe rta de capital para la empresa.

El hecho de que resulte un VAN positivo significaque la inversión en el proyecto considerado es más

5.3. Métodos de evaluación basados en la ventajosa que en la mejor de las otras opor-

actualizacióntunidades de inversión de la empresa.

Antes de aplicar un método dado de evaluación, espreciso construir el modelo económico del proyecto de B. -TASA DE RENTABILIDAD INTERNA (TRI). Esteinversión , que es la sucesión de flujos de fondos que método se basa en el valor actual , pero elimina engenera el mismo en el tiempo. los cálculos la elección de un interés prefijado.

Consiste en determinar el tipo de interés que igualaEl período que abarca ese movimiento de fondos es lo el valor actual de los ingresos y el valor actual deque se conoce como horizonte temporal del proyecto, los desembolsos estimados. Es decir, la TRI es elque depende de la vida de los activos, y en este caso tipo de interés para el cual el VAN de todos loscoincide con la de los propios equipos. ingresos y desembolsos es nulo.

551

nivel de inversión satisfactorio se han de verificar dosVAN (PTA) condiciones: la TRI de la inversión total correspondiente

VANO A ha de ser mayor que la RMA y la TRI de la inversiónincremental desde el nivel inmediato inferior ha de sermayor que la RMA.

La mejor opción económica es la que corresponde almayor nivel satisfactorio.

VANb ---- 8

Ejemplo

VAN, =0 f C i Para realizar el transporte de caliza en una cantera sepretende adquirir una flota de volquetes. Existen dostb f� ¡di alternativas que corresponden a modelos y fabricantes

TRI i distintos. La primera "A" con un precio de adquisición deVANd 135 MPTA, con un coste anual de operación y man-

tenimiento de 120 MPTA y un valor residual de 40MPTA al cabo de seis años de vida útil. La otra alter-

Figura 7.- Determinación gráfica de la TRI. nativa "8" es más cara, ya que cuesta 180 MPTA, peroel coste anual de operación y mantenimiento es de 105

Otra definición de TRI es aquélla tasa a la que MPTA, con un valor residual de 30 MPTA, también alun proyecto remunera los fondos invertidos en él, finalizar los seis años de vida útil. Se desea determinarde modo que al final de la vida del proyecto se cual sería la vida económica sabiendo que la RMA eshayan recuperado dichos fondos y los intereses igual al 15%devengados cada año por el saldo acumuladopendiente de recuperación . Se trata de dos alternativas de inversión mutuamente

excluyentes, con igual vida útil, y que realizan el mismoEl criterio para aplicar este método consiste servicio : Los peles característicos de las alternativasbásicamente en aceptar las inversiones de ren- son los de la Figura S.tabilidad (TRI) igual o superior al coste del dineroo rentabilidad mínima aceptable RMA.

A)

5.4. Comparación y selección de alter-nativas

Para efectuar la comparación de alternativas económi-cas

_,,, -1ZOde inversión en equipos que realizan la misma

función , generalmente se realizan los siguientes pasos:

-Definir el conjunto de alternativas mutuamente ex- +30cluyentes y económicamente factibles. e)

- Definir el horizonte temporal de cada alternativa ylos perfiles de flujo efectivos de cada una de ellas.

-as- Especificar el valor del dinero en el tiempo que se

va a utilizar.

- Comparar las alternativas. -ieoFigura 8

- Elegir la mejor alternativa.Al poseer las dos alternativas la misma vida, se pueden

Para inversiones mutuamente excluyentes, el criterio del comparar los valores de los costes totales actualizadosVAN tiene una aplicación inmediata, siendo la mejor y elegir aquella que proporcione el más bajo.opción, desde el punto de vista económico, la de mayorVAN, cualquiera que sea la inversión.

OPCION AEl criterio de la TRI debe aplicarse en cambio de formaincremental, ordenándose previamente las diversas 135 + 120 (P/A7$,6) - 40 (P/F15.6)opciones por orden de inversión creciente. Para cada = 135 + 120. 3,785 - 40. 0,4323 = 571,908 MPTA.

552

OPCION B En este apartado , se resumen dos criterios que puedenseguirse en la sustitución de maquinaria: primero, el de

180 + 105 (P/A,S6) - 30 . (P/F75.6) = la vida óptima como aquella que maximiza los beneficios= 180 + 105. 3,785 - 30. 0,4323 = 564,456. actualizados de la inversión en el bien de equipo y,

segundo , el de aquella que minimiza el coste unitario.Se elegirá entonces la alternativa B, por ser la que dalugar a un menor coste total actualizado.

En esta clase de inversiones no se dispone del volumen A. VIDA OPTIMA SEGUN EL CRITERIO DEL VANde ingresos, por lo que no es posible calcular la tasa deretorno de cada flota de transporte. No obstante, se La vida que maximiza los beneficios actualizados es elpuede efectuar un análisis incremental considerando la número de años en servicio "n" que maximiza el VANinversión extra de la opción 8 sobre la A, el ahorro de de la inversión.costes que se produce y la diferencia entre valoresresiduales. Fig. 9. Si se supone que una empresa adquiere un equipo por

+,s un importe "VO", que el flujo de beneficios que espera-1O obtener de ella hasta que se sustituya al cabo de "n"

años de utilización es CF„ CF2, ... CF" y que el valor-as residual de dicho equipo se estima en "VR", se tendráFigura 9 que la vida óptima del equipo vendrá dado por el

número "n" que maximiza el valor de la siguiente45 = 15 (P/A,.,) + 5 (P/F..d expresión:

Así se tendrá que la TRI de la inversión incremental es CF, CF2 CF,,igual al 21,47% y que al ser mayor que la RMA del VAN = - VO + + 2+ ... +15%, la inversión en la alternativa B, al compararse con 1 + i (1 + i) (1 +la A, es económicamente satisfactoria y se recomiendasu elección.

donde:Por último, al ser una inversión que produce un servicio , i =Tasa de actualización.puede aplicarse otro tipo de análisis basado en ladeterminación de la vida útil requerida a un equipo paraque tenga un coste anual equivalente igual al de otroalternativo . Los principales inconvenientes de aplicación de este

método al estudio de sustitución de equipos son:En primer lugar, es necesario calcular el coste anualuniforme equivalente de la opción A, que será: - No siempre es posible asignar una cifra de benefi-

cio a una máquina con independencia del resto de(135 - 40) . (A/Pt5,6) + 40 (0,15) + 120 = 95 - 0,2642 + las existentes en una explotación.

40 • 0,15 + 120 = 151,1 MPTA. - A lo largo del tiempo , la producción puede experi-mentar cambios imprevisibles debido a diferentes

Luego el planteamiento que se hace es: causas.

151,1 = (180 - 30) . (A/P15,,j + 30 (0,15) + 105

151,1 109,5 B. VIDA OPTIMA SEGUN EL CRITERIO DEL COSTE= 0,2773 = A/P1,, UNITARIO

150La vida óptima de un equipo puede definirse comoaquella que minimiza su coste unitario total, que puede

de donde resulta: n = 5,6 años, y al ser menor que los referirse a una unidad de producción (PTA/m o PTA/t)seis años de vida útil esperada de la flota B se de- o una unidad de trabajo (PTA/h).muestra nuevamente que es la mejor alternativa.

El coste se descompone en dos sumandos: el costeunitario fijo y el coste unitario variable. El primero estáconstituido por la amortización, los intereses y otroscostes, como el mantenimiento del equipo en sus

5.5. Sustitución de equipos aspectos más generales, ya que no dependen del gradode utilización del equipo.

Para el reemplazo o sustitución de equipos, se handesarrollado diferentes modelos o métodos de cálculo En cuanto a los costes variables, están constituidos porque responden a una serie de objetivos empresariales el combustible, la energía , los lubricantes, las reparacio-concretos. nes, mano de obra eventual, etc.

553

Para determinar la vida óptima de un equipo, a partir Para minimizar el coste unitario se derivará "C" condel coste unitario mínimo, se consideran los siguientes respecto de "N" y de "H", igualando a cero ambasparámetros: derivadas parciales.

N = Vida del equipo. SC VR' (VO + VR) . i + i . N . VR' Q-+ + =O

VO = Valor inicial del equipo. SN H 2H HVR = Valor residual.H = Grado de utilización del equipo durante su vida SC VO - VR (VO + VR) . i. N QN

útil, en unidades de tiempo o de trabajo. +R'(H)=O,i = Tasa de interés como coste de oportunidad. SN H2 (21-1)2 H2

ecuaciones cuya solución dan los valores de la vidaEl promedio anual de utilización del equipo "h" durante óptima "n" y el grado óptimo de utilización, "H".su vida útil es:

El problema puede simplificarse cuando se fija el valorH de "h", es decir, cuando se impone que el equipo

h = trabaje un determinado número de horas al año. EnN este caso, se puede sustituir H por su valor H = N.h,

teniendo entonces:

La depreciación durante su vida útil es VO-VR; por VO - VR (VO + VR) . i Qtanto, el coste unitario de amortización es el cociente C = + + + + R(Nh) + C'

N . h 2h hVO - VR

A=H La vida óptima será el valor de "N" que minimiza la

expresión anterior y que se obtiene resolviendo lasiguiente ecuación:

El coste unitario de interés "I" resulta aplicando el tipo"i" al capital invertido por término medio 1/2 (VO + VR), dC (VO + VR) + N - VR' r . VR'durante los "N" años de vida útil, y dividiendo después

dN N2 . h + 2H+ R' (Nh) = 0

por el grado de utilización "H". Así resulta:

(VO + VR) i NPreviamente habrá que estimar las funciones VR y R(H),

2 . H como se verá en el ejemplo siguiente.

Los costes tipos de naturaleza diversa tales como manode obra fija, seguros, etc. se supone que mantienen Ejemploconstante su importe "Q", dando lugar a un costeunitario. Se desea determinar el período de utilización que hace

0. N/H mínimo el coste horario (en concepto de intereses,amortizaciones y reparaciones) de una flota de volquetes

Los costes unitarios variables pueden descomponerse en en la que cada unidad cuesta 100 MPTA y de la que sedos grandes conceptos: a) reparaciones y b) las partidas conoce que el valor residual está dado por la expresión:restantes, como energía y combustible, lubricantes, etc.El coste unitario de reparaciones, "R", depende del grado VR (MPTA) = 133,4. ede utilización del equipo, así por ejemplo, el coste horariode reparaciones para un volquete que haya trabajado4.000 horas es seguramente inferior al mismo coste siendo "n" los años de antiguedad de la flota. El númerohorario cuando dicha máquina haya trabajado 20.000 medio de horas trabajadas anualmente por cada volque-horas. Por tanto, se escribirá R = R(H), para indicar esa te es de 4.150 h.dependencia funcional. Las restantes partidas se estimaque tienen un coste proporcional al grado de utilización,por lo que su coste unitario será constante "C". El tipo de interés, considerado como un índice del coste

de oportunidad, es del 15%, y los costes de reparación,El coste unitario total, "C", es la suma de todos los que se conocen por datos históricos de otros volquetescostes unitarios. del mismo modelo, evolucionan con el tiempo de

acuerdo con la siguiente expresión:VO-VR (VO+VR).i.N Q.N

C= + + + R (H) + CH 2H H CR (PTA/h) = 98 n2 - 250 n + 3.000

554

El coste horario total es suma del coste de amortización: 12000= COSTE HORARIO TOTALa.� ") . 106VO - VR (90 - 133,4 . e 11000 -

An. h n.4.150

0a

más el coste horario de los intereses: cxw

1 _ (VO + VR) . r (90 + 133,4. e-049 ' ") . 106. 0,15 8 C

I::TI;:.:III:DE

2h 2.4.150 5000

4000-

y el coste horario de las reparaciones: 3000 COSTE DE REPARACIONES

CR = 98 250 . n + 3.0002000 COSTE DE INTERESES

n2- 1000-

0 2 3 4 5 6En la Fig. 10 se representan las diferentes curvas,AÑOobservándose que el valor de "n" que hace mínimo el

coste horario es 5. Resulta pues, que la vida óptima de Figura 10.- Evolución de las partidas que constituyen el costelos volquetes, según este modelo, es de 5 años, horario de un volquete.equivalentes a 20.750 horas de trabajo.

6. Bibliografía

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555

ANEXO A

SISTEMA INTERNACIONAL DEUNIDADES DE MEDIDA

UNIDADES FUNDAMENTALES Y DERIVADAS DEL SISTEMA INTERNACIONAL S.I.

UNIDAD S.I.MAGNITUD DEFINICION DIMENSION

NOMBRE SIMBOLO

Longitud Metro m mMasa Kilogramo kg kgTiempo Segundo s sIntensidad de corriente eléctrica Amperio A ATemperatura Grado Celsius °C °CAngulo plano Radián rad -

Area m2 m2

Volumen m3 m3

Velocidad lineal m/s m sVelocidad angular radls sAceleracion lineal m/s2 m • s2

Frecuencia hertz Hz s'Fuerza-Peso newton N 1N = 1 kg - 1 m/s' m - kg s_.2

Trabajo- Energía-Cantidad de calor julio J 1 J = 1 N • 1 m m2 kg • s2Potencia watio w 1 W = 1 J/s m2 kg • s2Presión-Tensión pascal Pa 1 Pa = 1 N/m2 m' • kg • s2Densidad o masa volumétrica kg/m3 kg • m2

Diferencia de potencialFuerza electromotriz-Tensión eléctrica voltio V 1 V = 1 W/A m2 kg • s2 • A-'Capacidad eléctrica faradio F 1 F = 1 CN M-2 kg' • s4 - A2Resistencia eléctrica ohmio 0 1 0 = 1 V/A m2 • kg s~3 A2

MULTIPLOS Y SUBMULTIPLOS DE LAS UNIDADES S.1.

NOMBRE SIMBOLO FACTOR POR EL QUE SE MULTIPLICA

tera T 1012

giga G 109mega m 106kilo k 103hecto h 102deca da 10deci d 10-'centi c 10-2mili m 10 -3

micro µ 10 -6

nano n 10 -9pico p 10 -1 2

559

CONVERSION DE UNIDADES DE MEDIDA

LONGITUD CAUDAL

1 mm = 0 ,03937 in 1 in = 25,4 mm 1 Umin - 0 ,2642 gpm (US.) 1 gpm (US.) = 3,785 Umin1 cm = 0 ,393 in 1 ft = 30,48 cm 1 m3/min = 264,17 gpm (US.) 1 gpm (US.) = 0,003785 m3/min

1 m = 3281 ft 1 ft = 0,3048 m 1 m'/min = 35 ,315 cfm 1 cfm - 0 ,02832 m'/min1 m = 1,094 yd 1 yd = 0,9144 m 1 ctm - 1,699 m'lh

Unidades - gpm (galones por minuto);Unidades - in (pulgadas ); ft (pie); yd (yarda ). cfm (pies cúbicos por minuto).

AREA

PRESION1 mm' = 0 .00155 in2 1 in2 = 645,16 mm'

1 cm' = 0,155 in2 1 in2 = 6,4516 cm2

1 m2 = 1,196 yd2 1 ft2 = 929 .03 cm2 1 kPa - 0, 14504 Ibfln2 1 Bar = 100 kPa

1 ha = 11 ,960 yd2 1 yd2 - 4046 ,9 m2 1 MPa - 145,037 Ibfln2 1 fbf/in2 = 6,895 kPa

1 ha = 2,471 acre 1 acre = 0 ,4047 ha 1 lbfín2 - 0,0068905 MPa

1 kgf/cm2 = 98,066 kPa

1 atm = 101,325 kPaa

VOLUMEN'

1 cm' - 0,06102 cu.in 1 cu .in - 16,39 cm' ENERGIA1 dm' - 61,024 cu. in 1 cu . tt - 28,317 dm'1 m' - 35 ,315 cu .ft 1 cu .ft - 0,02832 m'

1 J = 0 ,7376 R. Ibf 1 ft.lbf = 1,356 J1 m' - 1,308 cu.ft 1 cu.yd - 0 .7646 m31 1 - 0,2642 US.gal 1 US.gal -3,7851 1 J - 0,2388 Cal 1. Cal = 4,187 J

1 m' = 264 , 17 US.gal 1 US .gal = 0,003785 m3 1 kJ = 0,9478 BTU 1 BTU = 1,055 kJ

1 MJ - 0,2778 kW.h 1 kW.h = 3,6 MJUnidades - cu.in (pulgada cúbica); cu.ft (pie cúbico);

US.gal (Galón USA). Unidades - BTU (Brithish Thermal Unit).

MASAPOTENCIA á

1 g = 0,03527 oz 1 oz = 28,350 g

1 kg = 2 ,2046 lb 1 lb = 0,4536 kg 1 W = 3,412 BTU/h 1 BTU/h = 0,2931 W

1t = 2204 ,62 lb 1 ton.corta = 907,18 kg 1 W = 44,254 ft.lbf/min 1 ft . lbf/min = 0.0226 W

i t = 1.1023 ton .co rta 1 ton .corta = 0,9072 t 1 kW = 1,341 HP 1 HP = 0,7457 kW

i t = 0.9842 ton . larga 1 ton . larga = 1016,05 kg

Unidades - oz.(onza ); lb (libra ); ton (tonelada corta o larga).

TEMPERATURA

FUERZATemperatura °K = Temperatura °C + 273,15

1 N = 0,2248 lbf 1 lbf = 4,448 N Temperatura °C = (Temperatura °F - 32)/1,8

1 N = 0,122 kgf (kp ) 1 kip = 4,448 kN Temperatura °F = 1,8 °C + 32

1 kgf(kp) = 9,807 N

Unidades - °K (Grados Kelvin); °C (Grados Celsius);Unidades - Ibf ( libra fuerza). °F (Grados Farenheit).

560

ANEXO B

DICCIONARIO INGLES-ESPAÑOL DETERMINOS COMUNES DE MAQUINARIA

INGLES ESPAÑOL INGLES ESPAÑOL

A Bearing Cojinete , rodamientoA Frame Bastidor en A Bearing race Pista de rodamientoAbsorber Amortiguador Bearing-thrust Cojinete de empujeAbutment Tope ; unión tope Bell crank Palanca acodadaA.C. (Alternating current) Corriente alterna Bellows FuellesAccelerator Acelerador Belt CorreaAccelerator controls Controles del acelerador Belt alternator Juego correa alternadorAccessory light wiring Cableado de luz accesorio Belt-vee Correa en VAccumulator Acumulador Blade CuchillaActuator Actuador Blade fan Paleta de ventiladorAdapter Adaptador Blanket insulation AislamientoAdapter assembly Conjunto adaptador con revestimientoAdhesive Adhesivo Bleed screw Tornillo de purgaAdjuster Regulador Bleeder PurgadorAdjustment belt assy Conjunto adj. correa Block Bloque de cilindrosAfter cooler Enfriador de aire de admisión Blower VentiladorAir baffle Deflector de aire Blower loss protection Protección de pérdidas delAir cleaner Depurador de aire ventiladorAir cleaner guard Protector del depurador de aire Board TableroAir cleaner piping Tubería del depurador de aire Body Caja, cuerpo, parte principalAir compressor Compresor de aire Body assy conjunto de la cajaAir conditioning Assy Conjunto acondicionador del aire Body control lines Cables de control de la cajaAir cooling ducts Conductos del enfriador de aire Body down indicator Indicador de caja abajoAir dryer Secador de aire Body front Frente de cajaAir Fifter Filtro de aire Bolt PernoAir lines Tubos de aire Boit assembly Conjunto del pernoAir start lines Tubos del arranque de aire Boot CapuchónAir starter Arrancador de aire Boss CuboAir tank Tanque de aire Bowl CajaAlarm Alarma Brace TiranteAftemator Alternador, generador Bracket Soporte, abrazaderaAcometer Amperímetro Bradket assy Conjunto soporteAmplifier Amplificador Brake FrenoAnchor Anclaje Brake assy Conjunto de frenoAngle Angulo Brake chamber Cámara de frenoArc chute Caja soplado arco Brake Chamber-parking Cámara de freno-Arm Brazo estacionamientoArm idler Tensor brazo Brake chamber-torqmatic Cámara de freno-torgmaticAmi lever Palanca brazo Brake disc Disco de frenoArm pivot Pivote brazo Brake guards Protectores de frenoArm rest Apoyabrazo Brake lever Palanca de frenoArm steering Brazo dirección Brake limiting valve lines Tubería de válvula limitadoraArmature Inducido , armadura de frenos �Assembly Conjunto, montaje Brake lines Tubería de frenosAtomizer Atomizador Brake lodo kit Juego traba frenosAxie Eje Brake -service Freno de servicioAxle assy Conjunto de eje Breaker circuit Disyuntor de circuito,Axle shaft Semieje , puente trasero interruptor

Breather RespiraderoBrush Escobilla , cepillo

B Brush holder PortaescobillaBack-up light Luz de retroceso Bucket CucharónBaffle Deflector Bulb BombillaBalance Balance, equilibrio Bumper ParachoquesBall Bola, rótula Bushing Buje, casquilloBatí joint Articulación esférica , rótula Button BotónBall poppet Bolilla de válvula Buzzer Chicharra , zumbadorBall seat Asiento de válvula

eBand BandaCab CabinaBand wedge Cuña banda Cab assy Conjunto de cabinaBa wheel Polea portacorrea Cab guard extension Extensión del protector de

Barrier Barrera cabinaBarr Barra

Cable CableBase Base Cable assy Conjunto de cableBatte ry Bateríad batería Cage Caja del rodamiento

BarieryBatte ry box

cablesCajaCabless de batería Cage assy Conjunto de caja del

ódamíentoBeam Viga, barra rodamiento

563


Cage roller bearing Caja del cojinete de rodillos Core Núcleo , centro, corazónCam Leva Core radiator Panal del radiadorCam and clutch Leva y embrague Cotter Pasador de chavetaCam shaft Eje leva Counter shaft ContraejeCan Lata Coupler assy Conjunto de acopladorCanister Recipiente Coupling AcoplamientoCanopy Toldo , techo Cover TapaCap Tapa Cover assy Conjunto de tapaCapacitor Condensador eléctrico Cowl Envolvente , capuchaCard Tarjeta Cradle assy Conjunto caballete , soporteCarrier Portador, soporte , bastidor Crankshaft CigüeñalCarrier assy Conjunto portador Cross CrucetaCartridge Cartucho Cross member TravesañoCase Carcasa, caja, cárter Cross shaft Eje transversalCase assy Conjunto de la carcasa Cup CopaCatch Pestillo, sujetador Cup roller bearing Copa del cojinete de rodillosCement Cemento Cushion Cojín, amortiguadorChain Cadena Cylinder CilindroChamber Cámara Cylinder assy Conjunto de cilindroChannel Canal Cylinder-clutch Cilindro embragueChart Gráfico Cylinder -head CulataChassis Chasis Cylinder-shi ft Cilindro de cambiosCheck Válvula de retención Cylinder-shutt er Cilindro persianaCheck assy Conjunto de válvula de Cylinder -steering Cilindro de dirección

retenciónChoke EstranguladorCircuit breaker Disyuntor del circuito, D

interruptor D.C (Direct Current) Corri ente continuaClamp Abrazadera , sujetador Damper AmortiguadorClamp assy Conjunto abrazadera Dash assy Conjunto tableroCleaner Depurador Decal CalcomaníaClearance Separación , holgura Decal -air lo oil converter Calcomanía del convertidorClevis Horquilla aire aceiteClip Grapa Decal-brake fluid reservoir Calcomanía del depósito delClock Reloj fluido de frenosClutch Embrague Decal -caution Calcomanía de precauciónClutch assy Conjunto del embrague Decal-full flow lube oil Calcomanía de aceiteClutch chamber Cámara del embrague lubricante a caudalClutch linkage Articulación del embrague máximoCock Llave de paso, grifo Decal-hoist system oil filler Calcomanía de filtro deCoil Bobina de aceite del sistema deCoil exciter Excitador de bobina elevaciónCoi¡ field Campo de la bobina Decal-hydraulic filter gauge Calcomanía del indicador delCoil rotor Rotor de la bobina filtro hidráulicoCoil set Conjunto de la bobina Decal-primary fuel filter Calcomanía del filtro deCold start aid Ayuda de arranque en frío comb. primarioCollar Anillo, collar Decal-parking brake Calcomanía del freno deCollector box Caja del colector estacionamientoCommutator Conmutador Decal-retarder Calcomanía del retardadorCompensator Compensador Decal-secondary fuel Calcomanía del filtro deCompressor Compresor combustible secundarioCondenser Condensador Filter FiltroConduit Tubo conductor Decal-suction filter Calcomanía del filtro deConduit box Caja de empalme succiónCone Cono Decal-trans filter Calcomanía del filtro trans.Cone roller bearing Cono del cojinete de rodillos Decal-vehicle towing Calcomanía del vehículoConnector Conector remolqueConsole Consola Decal -warning Calcomanía de advertenciaContact Contacto Deck Plataforma , cubiertaContactor Contactor Deflector DeflectorContainer Envase , recipiente Detent RetenControl Control Diaphragm DiafragmaControl lever Palanca de control Differential DiferencialControl valve assy Conjunto de válvula de Differential assy Conjunto del diferencialdistribución Diffuser DifusorConve rter Convert idor Diode DiodoCooler Enf ri ador Disc assy Conjunto del discoCooling lines and ftgs Tub. y Acop . enfriamiento Distributor Distribuidor

564


Diverter Desviador Filter assy Conjunto del filtroDome light Luz de techo Filter element Elemento del filtroDoor Puerta Filter-fuel Filtro de combustibleDoor assy Conjunto de la pue rta Filter-fuel (p rimary) Filtro de combustibleDoor LH Puerta izquierda (primario)Door RH Puerta derecha Filter-fuel (secondary) Filtro de combustibleDovetail Cola de milano (secundario)Dowel Espiga Fire extinguisher Extintor de incendiosDowel pin Pasador espiga Fire protection lines Tubería de proteción contraDrag link Barra de dirección incendiosDrive coupling Acoplamiento motriz Firewal Tabique cortafuegoDrive shaft Eje impulsor o de transmisión Fitting-bulkhead Acoplamiento-tabiqueDriveline -front Línea trans . delantera Fi tting grease Acoplamiento de engraseDriveline -pump Línea trans . bomba Fitting pipe Acoplamiento de tuberíaDriveline -rear Línea trans . trasera Fitting straight Acoplamiento rectoDriver Conductor Fi tting tube Acoplamiento de tuboDrum Tambor Flange BridaDrum assy Conjunto del tambor Flange assy Conjunto de bridaDrum brake Tambor freno Flange beari ng B rida cojineteDuct Conducto Flange input Platina de entradaDust Polvo Flange output Platina de salidaDust cap Tapa guardapolvo Flasher Destellador

Flinger RetenedorFloor Piso

E Floormat FelpudoEarthmoving Movimiento de tierras Flywheel VolanteEdge Borde , cuchilla Follower Empujador, levaEjector-rock Eyector-rocas Fork HorquillaEjector-moisture Expulsor humedad Frame BastidorElbow Codo Fuel filter Filtro de combustibleElec. shift control assy Conjunto de control eléctrico Fuel lines Tubería de combustible

de cambios Fuel pump Bomba de combustibleElectric start cables Cables de arranque eléctrico Fuel shutdown lines Tubería de corte de combust.Element Elemento Fuel tank Tanque de combustibleEngage Embragar, conectar Fuse FusibleEngine Motor Fuse holder PortafusiblesEngine-filters Filtros del motorEnrine and mountings Motor y montajes GEngine shutdown- Gap Abertura , separaciónemergency Motor de parada de emergencia Gasket EmpaquetaduraEngine service center Centro de servicio del motor Gauge IndicadorEscutcheon Escudo de protección Gauge air pressure Manómetro de aireEvaporator Evaporador Gauge-ammeter Indicador-amperímetroExchanger Intercambiador Gauge-air start pressure Manómetro del arranque delExcitar Excitador, excitatrizExhaust Escape aireExpander Expandidor Gauge-clutch pressure Manómetro del embragueExtension Extensión Gauge -converter temp Indicador de temperatura delEye Ojo convertidorEyelet Ojal Gauge -electric fuel Indicador eléctrico de

combustibleGauge-engine oil pressure Manómetro de aceite del

F motorFaca Cara, frente Gauge-exhaust temperature Indicador de temperatura del

Facing Revestimiento escapeFan Ventilador Gauge-steering pressure Manómetro de dirección

Fan assy Conjunto de ventilador Gauge -thermo TermoindicadorFan blade Paleta del ventilador Gauge voltmeter Indicador voltímetroFandrive Mando de ventilador Gauge -water temperature Indicador de temperatura delFan mounting Montaje del ventiladorFan spacer Espaciador del ventilador Gear EajeFastener Sujetador (tornillos ) Gear assy Conjunto de engranajesFeeder assy Conjunto de alimentador Gearbox Caja de engranajesFelt Fieltro Gear drive Engranaje impulsorFender Guardabarro Gear-idler Engranaje locoFender LH Guardabarro derecho Gear kit Juego de engranajesFender RH Guardabarro izquierdo Gear-main Engranaje principalFilter Filtro Gear set Conjunto de engranajes

�cc

i


Gear-sun Engranaje planetario Idler gear Engranaje locoGenerator Generador Impeller ImpelenteGland Isrensaestopa Indicator IndicadorGlass Vidrio Inductor InductorGovernor Regulador inhibitor InhibidorGrease Grasa Injector InyectorGrid Parrilla Inlet Entrada, admisiónGrille Rejilla Inserts InsertosGrille radiator Rejilla del radiador Instruction panel Tablero de instruccionesGrommet Arandela pasacable Instruments InstrumentosGuard Protector Insulation AislamientoGuard-driveline Protector de línea transversal Insulator AisladorGuard LH Protector izquierdo Interlock EnclavamientoGuard RH Protector derecho ¡ron HierroGuide GuíaGusset Escuadra de esfuerzoGutter Acanaladura J

J-boit Perno en JJack Gato

H Jack-text Gato-pruebaH.D. (Heavy Duty) Trabajo pesado, muy duro Jacket Funda, cubiertaHammer Martillo Jar JarroHand rail Pasamano Jaw MandíbulaHandle Manija, manilla Joint JuntaHanger Soporte Jumper Cable puente, conectorHardness Dureza Junction block Pieza empalmeHamess Amés Junk ChatarraHead CabezaHead air cylinder Culata de cilindros de aireHead assy Conjunto de culata KHeadlght Faro delantero Keeper Soporte-Heat exchanger Termointercambiador Key Llave, chavetaHeat shield Protector contra calor Kicker bar Barra eyectoraHeat sink Disipador de calor Kick-out Desconexión (paro tiHeater Calefactor automático, punto muerto,Heater core Núcleo calefactor etc)High pressure fueling Combustible a alta presión King-bolt Perno real, eje maestroHinge Bisagra, gozne Kit JuegoHitch Enganche Kit-major Juego principalHitch-towing Enganche remolque Kit-minor Juego secundarioHolder Sujetador Kit-parts Juego de piezasHolding brake line Tubería del freno de retención Knob Perilla, pomoHood Capota, capó Knob assy Conj. de perillaHood side panel Panel lateral del capó Knuckle Rótula, articulaciónHood sides Lados del capóHook GanchoHopper Tolva LHorn Bocina Label EtiquetaHose MangueraHose assy Conjunto de manguera Ladder EscaleraHose end Extremo de manguera Lamp Lámpara

Latch CerrojoHourmeter CuentahorasHousing Carcasa Latch assy Conjunto cerrojoHousing assy Conjunto de la carcasa Lens LenteHub Cubo de rueda Lever PalancaHub assy Conjunto cubo Lever assy Conjunto palanca

Hub cap Tapa de ruedaLight Luz

Hubodometer Hodometro cuboLight back-up Luz de retroceso

Hyd control linkage Articulaciones del control Lightc-clearance Luz de despeje

hidráulico Ught-directional Luz direccionalHydraulic cyl assy Conj. cilindro hidráulico

Light dome Luz de techoLight-flood ReflectorHydraulic fines Tubería hidráulico Light-fog Luz antinieblaHydr pump assy Conj. bomba hidráulico Light-indicator Luz indicadoraHydrautic tank assy Conj. tanque hidráulico Light-retarder Luz de retardadorLight-stop Luz de paradaLight-stop an tail Luz trasera y de parada

Idle Sin carga, ralenti Light-trouble Luz de averíaldler Rueda guía, rueda loca Light-warning Luz de advertencia

566


Lighter Encendedor Overheat RecalentarLining .. Forro Overload SobrecargaLining brake Forro de frenoLink EslabónLink assy Conjunto de eslabón pLinkage Articulación Packge ConjuntoLodo Cerradura Packer ObturadorLock assy Conjunto de cerradura Packing Empaquetadura ; embalajeLocknut Contratuerca Packing assy Conj. empaquetaduraLockring Anillo de seguridad Pad Almohadilla, amortiguadorLocktab Lengüeta de seguridad Pan ColectorLockwasher Arandela de seguridad Pan guard Protector del colectorLockwire Alambre de seguridad Panel Panel , tablero (deLoom Cables instrumentos)Louver Aletas Panel assy Conjunto del tableroLube lines Tubería de lubricante Panel-card Ficha del panelLube oil filler Filtro de aceite lubricante Panel-control Panel de controlLubricant Lubricante Panel-input voltage control Voltaje de entrada, panelLubrication Lubricación reactor control reactorLubricator air start Lubricadores arranque de aire Panel -rectifier Panel rectificadorLug Orejeta Parking brake Freno de estacionamientoLumber Madera Pawl Fijador, garra

Pedal Pedal

MPedal accelerator Pedal del acelerador

Machina Máquina Pedal brake Pedal del frenoPedestal Pedestal

Magnet Imán Petcock Grifo de purgaMainshaft Eje motor Pigtail Cable de llegadaManifold Colector Pilot PilotoManifold assy Conjunto colector Pin PasadorMast mástil Pin bushing Buje pasadorMechanism-operating Mecanismo de operación Pin alevis Pasador de horquillaMember Miembro Pin-cotter Chaveta de dos patasMend Reparar Pin dowel Pasador espigaMirror Espejo Pin gear Pasador engranajeModulator Modulador Pin guide Pasador guíaModule Módulo Pin head Cabeza de alfilerMotor Motor Pin hoist Pasador izadorMoulding Moldura Pin-king Pivote centralMount Montaje Pin lock Espiga de cierre 3Mounting Montaje Pin roll Pasador huecoMudguard Guardabarro Pinion PiñónMudflaps Parabarros Pinion bearing cage Soporte del cojinete piñónMutfler Silenciador Pinion shaft Eje de piñón, arboles de

piñón (unión cónica)N Pipe Tubería, tubo

Nail Clavo Piston Pistón

Nameplate Placa de identificación Piston assy Conjunto de pistón

Neck Cuello, tubo de llenado Piston rod Varilla de pistónPlanetary gearing Engranaje planetario

Needle Aguja Plate PlacaNipple Conexión Plate assy Conjunto de placaNozzle Boquilla Plate instructions Placa de instruccionesNut Tuerca Platform PlataformaNut lock Tuerca cierre Plug Tapón

Plug assy Conjunto tapónPlunger Embolo, pasador

O Point Punto, platino (contactos)O-ring Anillo "O" Pole PoloOdometer Odómetro Poppet Válvula de levaOil filter Filtro de aceite Post PosteOil filter adapter Adaptador del filtro de aceite Potentiometer PotenciómetroOller lubricador Pre-cleaner PredepuradorOrifice plug Tapón de orificio Power take off Toma de fuerzaOutlet Salida Pre-neater PrecalentadorOutput shaft Eje de salida, árbol de salida Pre-heater lines Tuberías del precalentadorOverflow Derrame, sobrante Preassure converter Convertidor de presiónOverhaul Revisión general Primer Cebador


Probe Sonda Ring-seal Anillo selladorProyector Proyector Ring-snap Anillo resorteProtector Protector Rivet RemachePuller Extractor Rod Varilla , bielaPulley Polea Rod assy Conjunto de varillaPump Bomba Rod end Extremo de varillaPump assy Conjunto de bomba Rod-torque Varilla de torsiónPump drive motor Motor impulsor de la bomba Rol¡-over VuelcoPump-steering Bomba de dirección Roller RodilloPunching Punzonado Rotating joint Junta giratoriaPuri fier Purificador Rotochamber Cámara de accionamientoPushrod Varilla de empuje Rotor Rotor, incluido cilindro dePyrometer Pirómetro freno neumático

Rubber mounting Montaje de cauchoRubber pad Almohadilla de caucho

QQuadrant CuadranteQuick fill and frain Llenado y drenaje rápido

SS.A.E. Society of Automotive

R EngineersRace Pista (rodamiento ), acelerar Safeguard Dispositivo de protección

(motor) Sand ArenaRack Cremallera Saw SierraRadiator Radiador Screen Tamiz , rejillaRadiator press relief Acoplamiento y tuberia de Screw Tornillo

válvula de alivio Screw assy Conjunto . de tomilloValve lines & fittings Pres . radiador Screw driver DestornilladorRadiator shutter Persiana del radiador Sea¡ Sello , obturadorRail Riel, guía, pista de rodaje de Sea¡ drive Activador del obturador

un rodillo Sea¡ kit Juego selloRam Ariete , émbolo Sea¡ oil Aceite selloRatchet Trinquete , sector dentado Seal rod Vari lla selloReactor Reactor Seal-window Ventana selloReceiver Receptor Sealant SelladorReceptace Receptáculo Sealed beam Faro (estanco)Rectifier Rectificador Seat AsientoReducer Reductor Seat assy Conjunto de asientoReflector Reflector Seat belt Cinturón de seguridadRegulator Regulador Section SecciónRelay Relé Sector SectorRelief valve Válvula de alivio Selector SelectorRepair kit Juego de reparación , accesorios Sender-temperature Transmisor de temperatura

para reparación Set Juego, grupoRepair kit major Juego de reparación mayor Set screw Tornillo de fijaciónRepair kit minor Juego de reparación menor Shaft EjeReservoir Depósito Shaft assy Conjunto de ejeResistor Resistencia Shaft axie SemiejeRetainer Retén Shaft idler Eje locoRetarder piston Retardador pistón Shaft input Eje de entradaReverse alarm Alarma de retroceso Shaft LH Eje izquierdoReverser Inversor Shaft output Eje de salidaRheostat Reostato Shaft RH Eje derechoRim Llanta , aro, reborde Shaft roller Eje rodilloRing Anillo Shank VástagoRing back -up Arandela de apoyo Sheaves Polea acanaladaRing bearing Anillo cojinete Sheet metal Chapa metálicaRing baffle Anillo deflector Shell Carcasa casquilloRing center Anillo central Shell assy Conjunto de carcasaRing gear Corona dentada Shield ProtecciónRing guide Anillo guía Shifter CambiadorRing housing Carcasa anillo Shim Cuña, galgasRing-inner Anillo interior Shock absorber AmortiguadorRing-lock Anillo de seguridad Shroud Envolvente , cubie rtaRing -outer Anillo exterior Shunt Derivación ( electricidad)Ring-piston Anillo pistón Shutter Persiana, obturadorRino-retainer Retenedor de anillo Side LadoRing-retaining Anillo de retención Side member LH Soporte lateral izquierdo

568


Side member RH Soporte lateral derecho Switch-air clean vacuum Intrptr. vacío aire limpioSilicone Silicona Switch-air cleaner filter Intrptr. filtro depurador deSink assy Conjunto disipador de calor aireSleeve Buje, manguito Switch assy Conjunto interruptorSlide Corredera Switch-back-up light Intrptr. luz retrocesoSlinger Deflector Switch blower Interruptor del ventiladorSlipper Patín Switch brake Interruptor del frenoSnubber Amortiguador Switch-dimmer AtenuadorSocket Casquillo, cubo, enchufe Switch-dome light Interruptor luz de techoSolenoid Solenoide Switch-emergency brake Intrptr. freno de emergenciaSolenoid valve Válvula solenoide Switch -engine oil press Intrptr. pres. aceite de motorSpacer Espaciador Switch- headlight Interruptor faro delanteroSpacer ring Anillo espaciador Switch -hoist filter Intrptr . filtro elevadorSpeedometer Velocímetro Switches and instruments Interruptores e instrumentosSpider Cruceta Switch- light Interruptor de luzSpider assy Conjunto de cruceta Switch-lock-up Interruptor de corteSpider bearing Cojinete cruceta Switch-magnetic Interruptor magnéticoSpindle Eje corto Switch-master Interruptor maestroSpinner Girador de volante Switch-main hydraulic Intrptr. hidráulico principalSplice Empalme Switch-micro MicrointerruptorSpool Carrete Switch-oil press lntrptr. presión de aceiteSpool assy Conjunto de carrete Switch-parking brake Interruptor frenoSpool end housing Carcasa extremo carrete estacionamientoSpool valve Válvula carrete Switch-press Interruptor de presiónSpreader Ensanchador Switch-push lo test Intrpt. apretar para probarSpring Resorte Switch-relay Interruptor reléSpring valve Válvula resorte Switch-retarder Interruptor de retardadorSprocket Rueda dentada Switch-reverse alarm Intrptr . alarma retrocesoSpud Escoplo, conjunto de válvula Switch-service brake Interruptor del freno de servicioStack Tubo de escape Switch -starter Interruptor de arranqueStandpipe Toma de agua Switch-stop light Interruptor de luz de pareStaple Grapa Switch-steer fluid leve¡ lntrptr. del nivel de liquidoStarter Arrancador , arranque de direcciónStarter lubrication lines Tubería de lubricación del Switch -toggle Interruptor volquete

arrancador Swivel Articulación , rótulaStarter motor Motor de arranque =Starter solenoid Solenoide de arranqueStator Estator TStay Soporte, apoyo Tab Oreja, etiquetaSteer unit orbital Unidad orbital de dirección Tachograph TacógrafoSteering column Columna de dirección Tachometer TacómetroSteering cylinder assy Conjunto cilindro dirección Tail light Luz traseraSteering gear Engranaje de dirección Tank TanqueSteering lines Tubería de dirección Tank-brake Tanque frenoSteering filler lines Tubería filtro de dirección Tank hydraulic Tanque hidráulicoSteering orbital Dirección orbital Tank-main Tanque principalSteering pump lube lines Tubería lub. bomba dirección Tank top Tanque superiorSteering wheel Volante de dirección Tape CintaStem Vástago, eje Tee Conexión TStep Escalón, paso Terminal TerminalStiffener Refuerzo, endurecedor Terminal block Bloque terminalStop Tope Thermatic fan Ventilador térmicoStop end Extremo del tope Thermostat TermostatoStop-hitch Tope enganche Thimble Virola, guardacaboStrainer Tamiz, colador Throttle cylinder Cilindro aceleradorStrap Abrazadera, correa de fijación Throttle potentiometer Potenciómetro aceleradorStriker Batiente Tie bar TiranteStrip Tira, pletina Tie rod Barra de acoplamientoStud Espárrago Tillage Preparación del sueloStud bolt Tornillo prisionero Tilt Inclinar, bascularStuffing box Caja prensaestopas Tilt arm Brazo de inclinaciónSump Colector de aceite, sumidero, Tilt cylinder Cilindro de inclinación

fondo del cárter Timer SincronizadorSupport Soporte Tire NeumáticoSuppressor Supresor Tire inflaction control box Caja de control deSuspension Suspensión neumáticosSwitch Interruptor Tongue LenguetaSwitch-accelerator set-up Intrptr. ajuste acelerador Tool Herramienta

5( 9

._...._-_._._.rrr..r... .... .. ....... u..w.._....._•r...r.uu..r.r�ruw...au. /...YUWa3YnJ✓Jaliu:lYlautLVL ' I.VLa


Tooth Diente U.- Joint Junta universalTopsoil Tierra de recubrimiento Under carriage Conjunto de rodajeTorch - Soplete Union UniónTorqmatic brake lines Conductos de frenos torqmatic Universal UniversalTorgmatic brake linkage Articulación de frenos Unloader Descargador

torqmatic Up-grade; Up-Hill Cuesta arribaTower Torre Upper sheet Hoja superiorTowing lines Cable remolque Upright De pieTraction and dynamic Controles del retardador

retarder controls dinámico y de tracciónTraction interlock Enclavamiento de tracción VTraction power cable Cable eléctrico de tracción V-Belt Correa trapezoidalTransducer Transductor Vacuum VacíoTransformer Transformador Valve VálvulaTransistor Transistor Valve-accelerator Válvula del aceleradorTransmission Transmisión Valve assy Conjunto de válvulaTrans-charging pump Bomba de carga trasversal Valve-ball Válvula de bolaTrans-control valve assy Conjunto válvula de control Valve-body Cuerpo de válvula

transversal Valve brake Válvula freno }Trans-front cover and Tapa delantera e impulsor Valve-brake manifold Válvula múltiple freno

converter drive conv. transversal Valve check Válvula de retenciónTrans-high range clutch Embrague marcha alta Valve clutch Válvula embrague

transversal valve control Válvula de controlTrans-inter range Embrague y planetario de Valve-dynamic retarder Válvula del retardador

planetary and clutch marcha interior y trans. dinámicoTransmission lines Líneas de transmisión Valve-float down Válvula flotador abajoTrans-lock-up clutch Convertidor de par y Valve-flow restriction Válvula de restricción del flujo

and torque converter embrague de bloques Valve-flow sensing Válvula detectora de flujotransversal Valve kit Juego de válvula

Trans-lock-up clutch valve Válvula embrague de bloques Valve-low press indicator Válvula indicadora de bajatransversal presión

Trans -low range planetary Eje de salida y embrague Valve-modular Válvula modularclutch & output shaft planetario marcha baja Valve-moisture ejector Válvula expulsora de

transversal humedadTrans-main housing Carcasa principal transversal Valve pilot Válvula pilotoTrans-main regulator Filtro de aceite y válvula Valve-pilot control Válvula control piloto

valve & oil filter reguladora pri ncipal trans . Valve-press protection Válvula protección deTrans-power take-off Toma de fuerza transversal presiónTrans-rear cover and Tapa trasera y velocímetro Valve-pressure reducing Válvula reductora de presión

speedometer transversal Valve-press reg Válvula reguladora deTrans-retarder & housing Retardador y carcasa trans. presiónTrans-retarder and Eje de salida y retardador Valve-quick release Válvula de alivio rápido

output shaft transversal Valve relay Válvula retéTrans-retarder valve assy Conj. válv. retardador trans. Valve-relief Válvula de alivioTrans-reverse range Embrague y planeta ri o Valve-remote control Válvula de control remoto

planetary and clutch marcha atras transversal Valve selector Válvula selectoraTransmission shift control Control de cambios de Valve-shift Válvula de cambios

transmisión Valve-shut-off Válvula de corteTrans-splitter Embrague y planetario divisor Valve-shuttle Válvula vaivén

low-splitter high alto y bajo Valve-solenoid Válvula solenoideplanetary and clutch Valve-starter Válvula de arranque

Treadle Pedal Valve-steer-orbitrol Válvula de direc. orbitrolTrim Regular, ajustar Valve-steering Válvula de direcciónTrip Disparador Valve stem Vástago de válvulaTrunnion Muñón, pivote Valve-timer Válvula reguladoraTube Tubo Valve-treadle Válvula pedalTube assy Conjunto tubo Vane PaletaTube axle Tubo eje Vaporizer EvaporadorTunnel Túnel Vent RespiraderoTurbine Turbina Ventilator VentiladorTurnbuckle Tensor Visor ViseraTwin Gemelo Voltage regulator Regulador de voltajeTwist Torcer, torsión Voltmeter Voltímetro

wU Wad ForroU-bolt Perno U Wall Pared

570


Warehouse Almacen Widshield ParabrisasWasher Arandela Wiper LimpiaparabrisasWater filter Filtro de agua Wiper motor Motor del limpiaparabrisasWear band Banda de desgaste Wiper sea¡ Sello limpiaparabrisasWear píate Placa de desgaste Wire CableWeatherstrip Calafate ventana, tira Wire assy Conjunto de cables

contra intemperie Wiring Cableado, alumbradoWedge Cuña Worm Engranaje sinfínWeight Peso Wrech LlaveWheel RuedaWheel blower Rueda del ventiladorWheel motor Motor rueda yWhistle Silbato Yarn HiloWick Mecha Yield RendimientoWig-wag Comunicación por señales Yoke HorquillaWinch Güinche, grúa Yoke assy Conjunto horquillaWindow assembly Conjunto de ventana Yoke/flange Horquilla/brida

571

ANEXO C

CARACTERISTICAS TECNICASDE EQUIPOS MINEROS

EXCAVADORAS DE CABLES

13

D C

E A

MARCA Y MODELO BUCYRUS-ERIE61-B 71-B 88-B 88-BLS

Gama de capacidades de m3 2,48-4,21 2,48-4 ,21 3,06-4,20 7,65cazos colmados (yd') . (3-114-5-1/2) (3-1/4-5-1/2) (4-5-1/2) (10)

Capacidad del cazo m' 2,48 3,25 4,20 7,65estándar colmado (yd') (3-1/4) (4-1/4) (5-1/2) (10)Ancho del cazo estándar mm (ft.in) 1.500 (4'11") 1.630 (5'4") 1.730 (5'8") 2.160 (7'1 ") 2Potencia kW (HP) 153 (205 ) 187 (250) 272 (365) 354 (475)

Máx fuerza de elevación kN 328 378 516 560k f lbf)(g , (33.400 , 73.700) (38.600 , 85.100 ) (52.690 , 116.200 ) (57.200, 126.000)

Velocidad de traslación km/h (mph ) 1,58 (0 ,98) 1,53 (0,95) 1 ,22 (0,76) 1,22 (0,76)

Velocidad de giro rpm (rpm) 3,61 (3,61 ) 3,3 (3,3) 3,1 (3,1) 3,1 (3,1)

Pendientes

Presión sobre el suelo bar 1,12 1,17 1,50 1,6(kgf/cm, psi) (1,12, 16,0) (1,17, 16,6) (1,50, 21,4) (1,6, 22,7)

Dimensiones(pluma a 45°) mm (ft) }

A: Alcance máximo de excavación 12.000 (39'3") 12.420 (40'9") 13.030 (42'9") 12.340 (40'6")

8: Altura máxima de corte 9.680 (31'9") 9.750 (32'0") 9.600 (31'6'7 9.530 (31'3")

C: Máxima altura de descarga 6.710 (22'0") 6.480 (21'3") 6.100 (20'0" ) 5.790 (19 10")

D: Radio de giro a la máxima 9.450 (31'0") 9.680 (31'9") 10.740 (35'3") 9.680 (31'9'")altura de descarga

E: Radio mínimo de excavación 8.150 (26'9") 8.530 (28'0") 8.230 (27'0') 8.150 (26'9-)

Peso en orden de trabajo kg (lb) 76.200 (168.000) 95.300 (210.000) 127.000 (281.000) 134.700 (297.000)

Observaciones Diesel Diesel Eléctrica Pluma de 50°

F,75

MARCA Y MODELO BUCYRUS-ERIE1508 1558 1958 2008

Gama de capacidades de m3 3,8-10,7 5,4-10,7 6,1-17,6 6,9-12,2cazos colmados (yd') (5-14) (7-14) (8-23) (9-16)

Capacidad del cazo m3 5,35 12,2estándar colmado (yd) (7) (16)

Ancho del cazo estándar mm (ít.in)Potencia kW (HP)

Máx fuerza de elevación kN 565 1.000(kgf. Ibf) (57.600, 127.000) (102 000, 225.000)

Velocidad de traslación km/h (mph) 1,45 (0,9) 2,30 (1,4)

Velocidad de giro rpm (rpm)

Pendientes 4 (7)

bar 2,2 24Presión sobre el suelo (kgfcm2. psi) (2.2, 31,3) (2,64 637,5)

Dimensiones mm (ft)(pluma a 45°)

A: Alcance máximo de excavación 15.300 (50'2") 17.000 (55'9")

8: Altura máxima de corte 11.600 (38'1") 12.700 (41'8")

C: Máxima altura de descarga 7.250 (23'9") 8.000 (26'3")

D: Radio de giro a la máximaaltura de descarga 12.600 (41'4")

E: Radio mínimo de excavación 10.300 (33'10")

Peso en orden de trabajo kg (lb) 220.000 (485.000) 342.000 (754.000)

Observaciones Eléctrica

MARCA Y MODELO BUCYRUS-ERIE2808 2908 2956 395B

Gama de capacidades de m3 6,9-21,14 8,4-22,9 10,7-30,6 15,3-38,2cazos colmados (yd') (9-28) (11-30) (14-40) (20-50)

Capacidad del cazo m3 11,46 13,0estándar colmado (yd') (15) (17)

Ancho del cazo estándar mm (ft.in)Potencia kW (HP)

Máx fuerza de elevación kN 1.089 1.245(kgf, lbf) (111.000, 245.000) (127.000, 280.000) y s

Velocidad de traslación km/h (mph) 1,50 (0,9) 1,75 ( 1,1) {


Pendientes

bar 2,8 ,0Presión sobre el suelo (kgf/cm2. psi) (2,8, 39,8) (3,03 42,7) fi


A: Alcance máximo de excavación 19.060 (62'6") 19.400 (63'8")

B: Altura máxima de corle 14.700 (48'3") 15.240 (50'0")

C: Máxima altura de descarga 9.300 (30'6") 8.840 (28'10")

D: Radio de giro a la máximaaltura de descarga

E: Radio mínimo de excavación

Peso en orden de trabajo kg (lb) 426.400 (940.000) 469.500 (1.035.000)

Observaciones Eléctrica Eléctrica

576

I 8

lsA

MARCA Y MODELO CLARK (LIMA) MARION2400B 2400B-LS 115111111111 182M

Gama de capacidades de m3 4 ,6-6,1 9 ,4 5,4-9,2 6,9-13,8cazos colmados (Yd3) (6-8) (12-1/4) (7-12) (9-18)

Capacidad del cazo m3 6,1 9,4 7,6 9,2estándar colmado (yd3) (8) (12-1 /4) (10) (12)

Ancho del cazo estándar mm (ft.in)

Potencia kW (HP) 408 (547) 408 (547) 906 (1.214 ) 1.260 (1.690)

Máx fuerza de elevación kN 534(kgf, lbf) (54.480 , 120.000)

Velocidad de traslación km/h (mph) 1,1 (0,7) 1,1 (0,7 ) 2,1 (1,3) 1 ,6 (1,0)

Velocidad de giro rpm (rpm) 2,02 (2,02) 2,02 (2, 02) 3,6 (3,6) 3,0 (3,0)

Pendientes ° (%)

Presión sobre el suelo z bar 0 ,84 2,24 2,24(kgf/cm , psi) (0,84, 11,9) (2,24, 31,8) (2,24, 31,8)

Dimensiones(pluma a 45°) mm (ft)

A: Alcanua máximo de excavación 17.370 (57'0") 16.100 (52'8") 15.500 (50'9") 17.800 (58'5")

B: Altura máxima de corte 14.860 (48'9") 13.100 (42'10") 10.700 (35'3") 12.700 (41'8")

C: Máxima altura de descarga 10.740 (35'3") 8.000 (26'1") 6.780 (22'3") 8.280 (27'2")

D: Radio de giro a la máximaaltura de descarga 12.900 (42'5") 12.600 (41'6") 14.900 (49'0")

E: Radio mínimo de excavación 10.800 (35'6") 10.400 (34'3") 11.700 (38.5")


Observaciones Diesel Diesel Eléctrica Eléctrica

r77

MARCA Y MODELO MARION NORTHWEST

191M-HR 201M-HR 204M-HR 180DSII Hd.

Gama de capacidades de m3 9,2-16,8 12,2-30,6 15,3-30,6cazos colmados (yd') (12-22) ( 16-40 ) (20-40)

Capacidad del cazo m3 11,5 17.6 24,5 4,6estándar colmado (yd3) (15) (23) (32) (6) II

Ancho del cazo estándar mm ( ft .in)

Potencia kW ( HP) 1.358 ( 1.820) 1 .824 (2 .445) 2.010 (2.695) 31 1 (420)

Máx fuerza de elevación kN(kgf, lbf)

Velocidad de traslación km/h (mph) 2.3 (1,4 ) 1.3 (0,8 ) 1.3 (0.8 ) 1,13 (0,7)

Velocidad de giró rpm (rpm) 3,0 (3.0) 2 ,6 (2,6) 2,6 (2,6)

Pendientes ° (%) 8.5 (15)

Presión sobre el suelo zbar 2,95 3,35 3,09

(kgf/cm , psi) (2.95, 41.9) (3,35. 47,7) (3,09, 44,0)

Dimensiones mm (ft)(pluma a 45) sA: Alcance máximo de excavación 19.400 (63'6") 20 .600 (67 '6") 20.600 (67'6") 12 .700 (41'9")

B: Altura máxima de corte 13.800 (45'4") 15 .800 (52'0") 15.200 (50'0")

C: Máxima altura de descarga 8.480 (27'10") 10.200 (33'6") 13 .300 (43'8") 6.580 (217")

D: Radio de giro a la máxima 16.100 (52'9") 17 . 100 (56'0") 10.700 (35'0") 10 .200 (33'6")altura de descarga

E: Radio mínimo de excavación 13.000 (42'7") 14.300 (461 0") 18 . 600 (61 '0") 9.140 (30'0")

Peso en orden de trabajo kg (lb) 460 .000 (1 .015.000) 584.000 ( 1.288.000) 622 .000 (1 .372.000) 115.100 (253.800)

Observaciones Eléctrica Eléctrica Eléctrica Eléctrica

MARCA Y MODELO NORTHWEST P & H180-DSII Coa¡ 1400 1400DE 1600

Gama de capacidades de m3 7,65 3,5-4,6 3,5-6 4,6-10,7cazos colmados (yd') (10 ) (4-112-6) (4-1/2-7-8) (6-14)

Capacidad del cazo m3 7,65 3,5 4,6 {estándar colmado (yd) (10) (4-1/2) (6)

Ancho del cazo estándar mm (ft.in) • pPotencia kW (HP) 313 (420) 410 (550) 480 (644)

Máx fuerza de elevación kN 512 512 634(kgf, lbf) (52 .200. 115.000) (52.200, 115.000) (64 .600, 143.000)

Velocidad de traslación km/h (mph ) 1,13 (0,7)

Velocidad de giro rpm (rpm) 2,6 (2,6)

Pendientes *(%)

Presión sobre el suelo : bar 1,9 1,9 2,1(kgf/cm , psi) (1.9, 27.0) (1,9, 27,0) (2,1, 29.9)

Dimensiones(pluma a 45°) mm (ft)


8: Altura máxima de corte 9.750 (32'0") 9.750 (32'0") 10.850 (35'7")

C: Máxima altura de descarga 5.560 (18'3") 6.350 (20'10") 6.320 (20'10") 7.000 (22'11

D: Radio de giro a la máxima 10.200 (33'6") 11.900 (39'111.900 (39'1") 13.000 (42'8")altura de descarga

E: Radio mínimo de excavación 9.120 (29'11") 7.800 (25'7") 7.800 (25'7") 9.200 (30'3")


Observaciones Diesel Eléctri ca

578

B

C

E

MARCA Y MODELO P dr H16000L 16000ULR 1900AL 1900AUCL

Gama de capacidades de m3 4,6-10,7 4,6-9,2 7,6-13,8 8,4-13,8cazos colmados (yd') (6-14) (6-12) ( 10-18) (11-18)

Capacidad del cazo m' 10,7 9,2 11,5 19,1estándar colmado (yd3) (14) ( 12) (15) (25)

Ancho del cazo estándar mm (ft.in)

Potencia kW (HP) 552 (740) 480 (644) 907 (1216) 907 (1.216)

Máx fuerza de elevación kN 634 634 912 912(kgf, Ib1)• (64 .600, 143 .000) (64 .600, 143 .000) (93 .000, 205 .000) (93 .000, 105.000)

Velocidad de traslación km/h (mph)


PendientesbarPresión sobre el suelo (kgf/cmz, psi)

Dimensiones(pluma a 45°) mm (h)


6: Altura máxima de corte 11.730 (38'6") 13.110 (43'0") 12.950 (42'6") 15.240 ( 50'0")

C: Máxima altura de descarga 6.500 (21'4") 8.630 (28'4") 8.230 (27'0") 10.410 (34'2")

D: Radio de giro a la máxima 14.730 (48'4") 14.680 (48'2") 16.150 (53'0") 16.610 (54'6")altura de descarga

E: Radio mínimo de excavación 10.970 (36'0") 11.580 (38'0") 10.360 (34'0") 12.190 (40'0")

Peso en orden de trabajo kg (lb) 270.000 (595.000) 295.000 (650.000) 371.500 (819.000) 373.000 (822.0001

Observaciones Cargadora de carbón Amplio rango para Eléctrica Cargadora de carbóEléctrica carbón. Eléctrica Eléct rica

579

MARCA Y MODELO P & H1900ALICL-LR 2100 81. 2300 2300LR

Gama de capacidades de - m3 8 ,4-13,8 9,2-19,1 15 ,3-29,8 12,2-23,0cazos colmados (yd) (11-18) ( 12-25) (20-40) ( 16-30)Capacidad del cazo m3 13,8 15 ,3 20,6 14,5estándar colmado (yd') (18 ) (20) (27) (19)Ancho del cazo estándar mm (ft.in)Potencia kW (HP) 1.040 (1 .394) 1 .200 (1 .608) 1 .649 (2 .211) 1.793 (2.404)

Máx fuerza de elevación kN 912 1 . 112 1 .551 1.432(kgf, lbf) (93 .000, 205 .000) (113.500. 250 .000) (158 .300, 349.000) (146 .000, 322.000)

Velocidad de traslación km/h (mph)Velocidad de giro rpm (rpm)

Pendientes ° (%)

Presión sobre el suelo (kgf/cm ', psbar

i)

Dimensiones mm (ft)(pluma a 45°)A: Alcance máximo de excavación 21.740 (71'4") 20.040 (65 ' 9") 20.730 (68'0") 25.000 (82'0")B: Altura máxima de corte 17.320 (56'10 ") 14.150 (46'5") 15.540 (51'0") 19.810 (65'0")C. Máxima altura de descarga 12.320 (40'5") 9 . 120 (29' 11") 10.290 (33'9") 14 .380 (47'2")

D: Radio de giro a la máxima 19.680 (64'7") 17.530 (57'6") 18.030 (59'2") 22.300 (73'2")altura de descarga

E: Radio mínimo de excavación 13.660 (44'10 ") 13.490 (44'3") 14 .600 (47' 11") 16.460 (54'0")

Peso en orden de trabajo kg (lb) 391.000 (862.000) 476.300 ( 1.050 .000) 621 .400 (1.370 .000) 710.000 (1.565.000

Observaciones Amplio rango para Eléctrica Eléctrica Amplio rangocarbón , Eléctrica Eléctrica

MARCA Y MODELO P & H2800 5700 5700LR

Gama de capacidades de m' 18 ,3-38,2 19 , 10-53,5 15,3-38,2cazos colmados (yd') (24-50) (25-70) (20-50)

Capacidad del cazo m3 27,5 45,9 19,1estándar colmado (yd') (36) (60) (25)

Ancho del cazo estándar mm (ft.in)Potencia kW (HP) 2.200 (2.949) 4.245 (5.691 ) 3.820 (5.121)

Máx fuerza de elevación kN 2.032 3 .560 2.461(kgf, Ibf) (207 .300, 457 .000) (363 .000, 800 .000) (251 .000, 554.000)

Velocidad de traslación km/h (mph)Velocidad de giro rpm (rpm)Pendientes ° (%)

barPresión sobre el suelo (kgf/cmZ, psi)


A: Alcance máximo de excavación 23.570 (77'4") 26.820 (88 ' 0") 34.820 ( 114'3")

B: Altura máxima de corte 16.030 ( 52'7") 19 .660 (64'6") 22.020 (72'3")

C: Máxima altura de descarga 10.160 (33'4") 12.650 (41'6") 16 .000 (52'6")

D: Radio de giro a la máxima 20.950 (68'9") 23 .620 (77'6") 32.460 (106'6")altura de descarga

E: Radio mínimo de excavación 14.450 (47'5") 20.880 (68'6" ) 20.880 (68'6")

Peso en orden de trabajo kg (lb) 851.000 1.492 . 000 1.492.000(1.876.000 ) (3.290 .000) (3.280.000)

Observaciones Eléctrica Eléctrica Eléctrica

580

EXCAVADORAS HIDRAULICAS

RODAJE EXCAVACION POTENCIA PESO MAX. PROFUNO . CAPACIDADMARCA MODELO kTENC t DE EXCAVACION DE CUBA

m m

Akerman H25C T - 240/326 53,8 8,0 2,6

American Hoist 480 T - 224/300 46,5 8,9 1,52680 T - 340/456 82,0 11,9 3,05780 T - 340/456 86 ,0 11,6 4,6

Benati 370 HOB T - 191/260 41 ,0 6,3 2,0-2,85450 HOB T - 191/260 48 ,0 6,8 2 ,0.3,35525 CSB T - 250/340 58,0 6 ,8 2,85-3,35610 HDB T - 230/340 68 ,0 7,3 2.85-3,85910 HDS T - 2-191/2-260 96 ,0 7,9 4,0-6,0

BrOyt X50 W F 179/243 45,0 8,65 alcance 4,0X50EL W F 160/215 47,0 8,65 alcance 4,0

Bucyrus Erie 350 H T - 1561280 49,0 7,9 1,15-2,48400 H T - 2921392 76,2 10 ,3 2,1-4,2500 H T - 450/603 105,23 11,5 2 ,87-4,97

Caterpillar 235 T R 145/195 38 ,3 8,08 2,10245 T R 242/325 61 ,6 9.71 3,01

Demag H55 T - 216/294 50 ,0 11,0 3,0Mannesmann H85 T - 335/456 86,6 - 5,0

H121 T - 522/710 115,0 21,5 7,5H185 T - 722/1050 176,0 - 10,0H241 T - 975/1825 270,0 23,8 14,0-21,0

FiatAllis FE 40 T - 181/243 42,7 7,42 2,0

FMC LS5800 T R 194/260 42 ,4 8,36 1 , 15-2,011S6400 T R 283/379 60 ,9 9,84 1,62-2,87LS7400A T R 340/456 74, 1 10,86 2,48-4,59

Hitachi UH171 T F 169/230 40 ,8 7,2-9 ,2 1,2-2,0UH2O T R 2-110/2-150 51 ,0 6,5-10 , 1 2,5-3,0UH2O T F 2-110/1-150 53 ,0 4,0 2,6-4,5UH261 T R 2-129/2-175 60,0 7,1-10 ,62 2,5-3,0UH261 T F 2-129/2-175 62,5 4,57 3,2-3,9UH30 T R 2-147/2-200 74,9 6,84- 10,77 2,2-3,8UH30 T F 2-147/2-200 76, 7 4,88 3,7-6,2UH801 T R 2-294/2-400 157,0 9,18 7 ,0-10,6UH801 T F 2-294/2-400 157,0 5,39 8,4-12,0UH171 T R 169/230 38 ,5 7,27-9,2 1,2-1,8UH171 T F 169/230 40,7 4,20 2,2-2,7

Insley H 1500C T - 179/240 39,3 7,7 1,72H 2500C T 216/290 47,6 8,6 2,10H 3500C T - 292/392 65,0 9,3 3,25

Kato HD 1880SE T - 147/197 41,0 8,06

Koehring 666 T R 229/330 49,4 8,57 1,15-2,3866 T R 248/450 60,6 9,19 1,6-3,11066 T R 348/466 76,2 10,71 3,3-3,8

EXCAVACION. R: Retroexcavadora RODAJE. T: OrugasF: Equipo frontal W:Ruedas-:Ambas posibilidades

581

EXCAVADORAS HIDRAULICAS

RODAJE EXCAVACION POTENCIA PESO MAX. PROFUND. CAPACIDADMARCA MODELO kWMP t DE EXCAVACION DE CUBA

m m'

Koehring 1166 T R 348/466 85 ,9 7,63 4 ,0-4,91166 T R 392/525 87 , 1 10,86 2,3-3,81166FS T F 3921525 88,9 3,07 4,6-6,51266 T R 336/450 120 ,8 11,89 3,4-6,91466 T R 336/450 131 ,5 8,75 6,1-12,21466FS T F 412/553 139 ,7 3,53 2,7-12,2

Komatsu PC400-1 T - 174/233 40,0 7,55 1,4-2,3PC650 T - 306/410 68 ,5 3,5 3,8PC1500 T F 306/410 150 , 0 - 8,5-14,0

Liebherr R952 T R 1681225 39,8 6,4-8,6 0,5-1,8R952 HD T - 168/225 39 ,8 2,5 2,0-2,4R952 T R 2091280 48,1 6,3 - 11,2 0,75-1,9R972 T R 250/335 63,7 6 ,9-13,3 0 ,75-2,9R972 T R 250/335 63 .7 3,1 3,4R982 T R 2681360 88,3 7 , 1-9,8 0,9-3,3R982 WD T - 268/360 88 ,3 3,115.0 1,3-5.1R991 T R 2681660 159,2 13,3 4,2-9,2R991 T F 268/360 164 ,2 4,5 12,3

Marion 3560 T R - 284 ,0 7,7 12- 17,63560 T F - 270 ,0 2,0 12-22,2

Mitsubishi MS380 T R 230/308 41 ,0 7,6 1,0-1,8MS380 *T F 2301208 41 ,0 3,1 2,1MS580 T R 360/489 61 ,2 8,4 6-2,6MS580 T F 360/483 64,0 3,1 3,5MS1600 T R 434/582 165,0 9,1 7,0-10,8MS1600 T F 434/582 165 ,0 5,1 7 ,5-12.0

Northwest 55 DH T R 340/456 57 , 15 8,59 1,9-3,82Engineering 100 DH T - 597/800 107,48 11,30 4 ,59-9,2

Orenstein & Koppel RH18 T - 163/237 40, 5 9,2 2,6RH30C T - 2161300 54,0 7,6 3,6

RH406 T - 2521400 72 ,5 10,9 5,3

RH756 T - 417/600 114 ,0 9,1 8,5RH1206 T - 722/1050 185,0 13,5 12,0

RH300 T - 1730/2480 485 ,0 20,5 36,0

PMI 220 T - 263/352 42 .0 6,5 2.5

Poclain 220CK T R 191/256 45 , 0 8,3 1,3-2.1

220CK T F 191/256 45,0 3,2 2,4-3.2

850CK T R 277/371 70,0 9,3 1,9-3,2

850CK T F 277/371 70,0 3,7 3,2-4,4

6000K T R 454/607 120,0 10,95 3,1.5.4

6000K T F 454/707 120,0 4,10 5,5-11,5

1000CK T R 660/883 190 ,0 10,25 5,0-13,4

1000CK T F 660/883 190 ,0 4,10 7,0-17,0

Strojexpo rt UnexDH611 T - 386/288 42,0 14,11 1,25-2,0

EXCAVACION. R: Retroexcavadora -- RODAJE. T: OrugasF: Equipo frontal W Ruedas-:Ambas posibilidades

582

DRAGALINAS DE ZANCAS

MARCA Y MODELO BUCYRUS-ERIE380W 480W 680W 800W

Gama de capacidades m' 10,0 13,8 19,1 20,6.de.cazo (yd') (13 . 1) (18) (25) (27)

Longitud de pluma m 42,7-61,0 53,3 57,9 59,5(ft) (140-200) (175) (190) ( 195)

Potencia kW 810

Velocidad de traslación km/h ( mph) 0,64 (0,40 ) 0,35 (0,22)

Peso en orden de trabajo t (US ton ) 493 (485) 870 (960)


Gama de capacidades m3 24,0 33,6 36,7 38,2de cazo (yd') (31 ,4) (44) (48) (50)

Longitud de pluma m 68,6-92 79 ,2 86,9 99,1(ft) (225-302) (260) (285) (325)

Potencia kWVelocidad de traslación . km/h mph) 0,24 (0,15)

Peso en orden de trabajo t (US ton ) 1.647 (1.622)


Gama de capacidades m' 45,9 45,9 53 ,5 58,1de cazo . ( yd') (60 ) (60) (70) (78)

m 99,1 99,1 86,9 94,5Longitud de pluma (ft) (325) (325) (285 ) (310)

Potencia kW 6.000

Velocidad de traslación km/h (mph ) 0,25 (0,16)

Peso en orden de trabajo t (US ton) _ 3.500 (3.860)


Gama de capacidades m3 68,8 87,9 134 168de cazo (yd') (90) (115) (175) (220)

Longitud de pluma m 94,5 102 100 94,5(ft) (310) (335) (330) (310)

Potencia kW


Peso en orden de trabajo t (U S ton)

583

MARCA Y MODELO MARION7500 7620 7820 8020

Gama de capacidades m3 10-17 15-27 20-35 31-46de cazo (yd3) (13-22) (20-35) (26-46) (41-60)

Longitud de pluma m 55-73 61-91 69-91 69-99(ft) (180-240 ) (200-300 ) (225-300) (225-325)

Potencia kW 1.120 1 .865 2.240 3.730


Peso en orden de trabajo t (US ton ) 636 (700) 1.210 (1.330) 1.730 (1.910 ) 2.570 (2.830)

MARCA Y MODELO MARION8050 8200 8500 8750

Gama de capacidades m3 38-50 50-57 42-73 57-92de cazo (yd) (50-65) (65-75 ) (55-95 ) (75-120)

Longitud de pluma m 76-104 84-107 91-114 91-114(ft) (250-340 ) (275-350) (300-375) (300-375)

Potencia kW 4.480 5.220 5 .970 9.700Velocidad de traslación km/h (mph)Peso en orden de trabajo t (US ton) 2.820 (3.110) 3.550 (3 .910) 4.100 (4.520) 5 .360 (5.910)

MARCA Y MODELO MARION RAPIER8950 W700 W800 W1300 íi

Gama de capacidades m3 77-138 7,6-13,0 9,9-15,3 16,8-26,8de cazo (yd') (100-180) (10-17) (13-20) (22-35)

Longitud de pluma m 91-122 43-57,8 54,9-82,3 61 ,3-91,4(ft) (300-400) ( 141-189) (180-270) (201-300)

Potencia kW 13.430

Velocidad de traslación km/h (mph)Peso en orden de trabajo t (US ton) 7.180 (7.910)

•3

MARCA Y MODELO RAPIERW2000 W3000

Gama de capacidades m3 24,5-34,4 42,8-53,5de cazo (yd') (32-45) (56-70)

Longitud de pluma m 74,6-95,6 90,5-105,5(ft) (245-314) (297-346)

Potencia kW


Peso en orden de trabajo t (US ton)

584

PALAS DE RUEDAS

cA

OMARCA Y MODELO BENATI CATERPILLAR

BEN22SB BEN25SB BEN40SS 966D

Carga nominal kg (lb ) 7.147 ( 15.760 ) 8.854 ( 19.520 ) 13.460 (29.680)

Gama de capacidades de m3 3 ,2-4,8 4,0-6,0 6,4-9,6 3,1-3,7cazos colmados (SAE) (yd ') (4,2-6,3 ) ( 5,2-7,8 ) (8.4-12,5) (4,0-4,75)Capacidad de cazo mm' 3,2 4,0 6,4 3,3estándar colmado (SAE) (yd') (4,2) (5.2) (8,4) (4,3)Anchura de cazo estándar mm (in) 3.000 (118") 3.250 ( 128") 3.750 ( 148") 3.090 (122")Potencia kW (HP) 179 (243) 202 (275) 318 (432) 149 (200)

Fuerza de arrancamiento kN 194 224 415 200(kgf, IbO ( 19.760 , 43.560 ) (22.860 , 50.397) (42.319 , 93.315) (20.400 , 45.000)

Estabilidad estática bajo carga:En posición recta kg (lb) 15 .882 (35 .000) 19 .676 (43 .377) 29 .910 (65 .955) 14 .321 (31.572)Totalmente girada kg (lb) 14.294 (31.500) 17.708 (39.040) 26.919 (59.360) 13.086 (28.850)Velocidad máxima km/h (mph) 31,1 (19 ,3) 34,5 (21,4) 34 ,6 (21,5) 34,8 (21.3)Dimensiones principales mm (ft in)A: Altura libre de descarga 3.026 (9'11") 3.255 ( 10'8") 3 .720 (12'2") 2.923 (9'7")8: Alcance á la máx. elevación 1.147 (3'9") 1.275 (4'2") 1.630 (5'4") 1.357 (4'S")C: Altura bajo el bufón de vuelco 4.034 ( 13'3") 4.360 (14 '4") 5.042 (16'6") 4 .093 (13'5")Peso en orden de trabajo kg ( lb) 19.200 (42.300 ) 25.050 (55.235) 43.000 (94.820) 20.260 (44.700)

MARCA Y MODELO CATERPILLAR DART980C 988B 992C 600C

Carga nominal kg ( lb) 21.800 (48.000)

Gama de capacidades de m3 4,0-4,4 5 ,4-6,3 9,9-10,4 9,9-18,4cazos colmados (SAE) (Vd') (5,3-5,8) ( 7,0-8,25) ( 13,0-13 , 5) (13-24)

Capacidad de cazo mm' 4,0 5,4 10,4 12,2estándar colmado (SAE) (yd') (5,3) (7,0) ( 13,5) (16)

Anchura de cazo estándar mm (in) 3 .370 (133") 3.645 (143") 4.750 (187") 4.720 (186")Potencia kW (HP) 201 (270) 280 (375) 515 (690) 642 (860)

Fuerza de arrancamiento kN 262 359 650(kgf, lbf) (26.700, 58-900) (36.600, 80.775) (66.285, 146.132)

Estabilidad estática bajo carga:

En posición recta kg (lb) 18.500 (40.800 ) 26.200 (57.800) 51.156 (112.778) 61.100 (134.600)Totalmente girada kg (lb) 17.000 (37.400) 23.600 (52.100) 46.310 ( 102.095 ) 53.700 (118.300)Velocidad máxima km/h (mph) 34,6 (21,5) 36,2 (22,5) 21,0 (13,0) 24,1 (15,0)Dimensiones principales mm (tt in)

A: Altura libre de descarga 3.170 (10'4") 3.170 (11'4") 4.170 (13'8") 4.520 (14'10')B: Alcance a la máx. elevación 1.320 (4'4 -' ) 1.950 (6'5") 2.300 (7'7") 2.210 (7'3")C: Altura bajo el bulón de vuelco 4.290 (13'8") 4.906 (16'1") 6.260 (20'7") 6.580 (21'7")Peso en orden de trabajo kg (lb) 26.300 (58.000) 42.200 (93.00 0) 87.44 5 (192.780) 88.450 (195.000)

585

c0 A

OMARCA Y MODELO FURUKAWA HANOMAG

FL330-I FL460 660 Turbo 70E

Carga nominal kg (lb) 5.800 (12. 800) 8 .280 (18 .300) 6.000 (13.200) 6.400 (14.100)

Gama de capacidades de m3 3,0-3,8 4,0-4.6 2.7-5,3 3,4-5,6cazos colmados (SAE) (yd3) (3.9-5,0) (5,2-6,0) (3,5-7,0) (4,1-7,3)

Capacidad de cazo mm' 3,3 4,6 3,5 3,4estándar colmado (SAE) (yd) (4,3) (6,0) (4,5) (4,1)

Anchura de cazo estándar mm (in) 2.920 (9'7") 3.300 (10'10") 3.000 (118") 3.000 (118")

Potencia kW (HP) 162 (217) 217 (291) 157 (211) 170 (227)

Fuerza de arrancamiento kN 167 255 t 41 237(kgf, lbf) (17.000, 37.500) (26.000 , 57.320) (14.100, 31.100) (24.200, 53.300)

Estabilidad estática bajo carga:En posición recta kg (lb) 14.000 (30 .800) 19.060 (42.020) 13.660 (30.100) 14.200 (31.300)

Totalmente girada kg ( lb) 12.200 (26.800 ) 17.160 (37.830) 11.740 (25.900) 12.800 (28.200)

Velocidad máxima km/h (mph) 34 ,0 (21,1) 33,0 (21,0) 38,2 (23,1) 37,6 (23,4)

Dimensiones principales mm (ft in)

A: Altura libre de descarga 3.025 (9'11") 3.200 (10'6") 3.000 (9 '10") 3.155 (10'4")B: Alcance a la máx. elevación 1.035 (3'5") 1.440 (4'7") 1.320 (4'4") 1.150 (3'9")C: Altura bajo el bulón de vuelco 4.170 (13'8") 4.400 (14'5") 4.040 (13'3") 4.240 (13'11") £

Peso en orden de trabajo kg (lb) 19 .590 (43 . 190) 29.200 (64 .400) 19.200 (42.300) 19 .900 (43.900)

MARCA Y MODELO INTERNATIONAL (DRESSER)550 560B 570 580

Carga nominal kg (lb) 7.145 (15.750 ) 10.200 (22.500) 16.300 (36.000) 30.000 (66.000)

Gama de capacidades de m3 4,0-7,6 5,7-11,5 9,2-18,4 15,3-30,6cazos colmados (SAE) (yd3) (5,25-10,0) (7,5-15,0) (12-24) (20-40)

Capacidad de cazo mm' 4,0 6.5 9,2 16,8estándar colmado (SAE) (yd') (5,25) (8,5 ) (12) (22)

Anchura de cazo estándar mm (in) 3 .300 (130") 3.600 (144") 4.270 (168") 6.100 (240")

Potencia kW (HP) 216 (290) 309 (415) 440 (590) 820 (1.100)

Fuerza de arrancamiento kN 181 296 448 878(kgf, Ibf) (18 400, 40.500) (30.200, 66.600) (45.700, 100.800) (89.500. 197.400)


En posición recta kg (lb) 21.604 (47.630) 28.700 (63.200) 49.500 (109.000) 85.900 (189.000)

Totalmente girada kg (lb) 19.450 (42.880) 25.800 (56.900) 42.100 (92.800) 73.000 (161.000)

Velocidad máxima km/h (mph) 39,6 (24,6) 32,5 (20,2) 36,4 (22.6) 28.7 (17.8)


A: Altura libre de descarga 3.200 (10'6") 3.630 (11'11") 3.990 (13'1") 5.510 (18'10 .. )

8: Alcance a la máx. elevación 1.140 (3'9") 1.470 (4'10") 2.000 (6'7") 1.980 (6'6")

C: Altura bajo el bulón de vuelco 4.300 (14'2") 5.050 (16"6") 5.630 (18'5") 7.420 (24'4")

Peso en orden de trabajo kg (lb) 24.145 (53.230) 39.300 (86.700) 63 .300 (140.000) 126.200 (278.300)

586

' I tc

� i I

0 o I.MARCA Y MODELO KAWASAKI KOBELCO

KSS 85ZI1 KSS 95211 KSS 110211 LK700A

Carga nominal kg (lb) 5.440 (12.000) 7.700 (17.000) 10.600 (23.370)

Gama de capacidades de m3 2,9-3,1 4,0-4,5 5,6 2,7-3,1cazos colmados (SAE) (yd') (3.75-4, 0) (5,2-6,0 ) (7.5) (3,5-4,1)

Capacidad de cazo mm3 3,1 4,5 5,6 3,1estándar colmado (SAE) (yd') (4,0) (6,0) (7,5) (4,1)

Anchura de cazo estándar mm (in) 2.950 ( 116") 3 .450 (136") 3.770 ( 148") 3.000 (118")

Potencia kW (HP) 162 (217) 231 (310) 286 (383) 134 (180)

Fuerza de arrancamiento kN 148 241 275 122(kgf, lbf) (15 .100, 33.290) (24.580, 54 .200) (28 .000, 61 .700) (12.400, 27.340)



Totalmente girada kg (lb) 26 .230 (11.900) 16.800 (37.000) 22.700 (50.000) 11.400 (25.100)

Velocidad máxima km/h (mph) 36,0 (22,5) 34,0 (21,1) 28,0 (17,4) 34,5 (21,4)


A: Altura libre de descarga 2.920 (97") 2.950 (9'8") 3.260 ( 10'8") 2.955 (9'8")

8: Alcance ala máx. elevación 1.025 (3 '4") 1.520 (5'O") 1.780 (5'10") 890 (2'11")

C: Altura bajo el bulón de vuelco 4.030 (13'3") 4.350 (14'3") 4.880 ( 16'0") 3.955 (13'0")

Peso en orden de trabajo kg (lb) 18 .550 (40 .900) 27.300 (60 .200) 39.500 (87.100) 16.500 (36.400)

MARCA Y MODELO KOBELCO KOMATSULK900 LK1500A WA400-1 WA420-1

Carga nominal kg (lb)

Gama de capacidades de m3 3,5 6,0 2,8-3,1 3,1-3,7cazos colmados (SAE) (yd') (4,6) (7,9) (3,7-4,1) (4,1-4,75)

Capacidad de cazo mm' 3,5 6,0 3,1 3,1estándar colmado (SAE) (yd') (4,6) (7,9) (4,1) (4,1)

Anchura de cazo estándar mm (in) 3 .100 (122") 3.600 (142") 2.925 (115") 3.050 (120")

Potencia kW (HP) 179 (243) 310 (415) 147 (197) 152 (202)

kN 198 235 181 205Fuerza de arrancamiento (kgf, lbf) (20.200, 44.500) (24.000, 52.900) (18.450, 40.875) (20.875, 46.020)






A: Altura libre de descarga 3.060 (10'1") 3.650 (12'0") 2.995 (9'10") 2.805 (9'2")

B: Alcance a la máx. elevación 1.250 (4'1") 1.570 (5'2") 1.075 (3'6") 1.125 (3'8")

C: Altura bajo el bufón de vuelco 4.155 (13'8") 4.960 (16'3") 4.010 (13'2")

Peso en orden de trabajo kg (lb) 20.280 (44.710) 39.000 (86.000) 17.865 (39A00) 18.915 (41 700)

587

c

oMARCA Y MODELO KOMATSU

WA450- 1 WA470-1 WA500-1 WA600-1

Carga nominal kg (lb)

Gama de capacidades de m3 3 , 1-3.5 3,5-4,2 3,8-4,4 5,4cazos colmados (SAE) (yd3) ( 4,1 -4,6) (4 ,6-5,5) (5,0-5,8) (7,1)Capacidad de cazo mm3 3,5 3,5 4,0 5,4estándar colmado (SAE) (yd3) ( 4,6) (4,6 ) (5,2) (7,1)Anchura de cazo estándar mm (in) 3 .050 (120") 3.170 (125") 3.400 (11'2") 3.685 ( 12'1")Potencia kW (HP) (237) 194 (260) 217 (291) 310 (415)

Fuerza de arrancamiento kN 202 209 265 446(kgt, lbf) (20 .600, 45 .410) (21.325 , 47.000) (27.000, 59.520) (45.450 , 100.200)

Estabilidad estática bajo carga:En posición recta kg (lb) 15 .860 (34.970) 16 .530 (36 .440) 19 .010 (41 .910) 29.310 (64.620)Totalmente girada kg (lb) 14 .240 (31.400) 14 .430 (31.810) 16 .510 (36 .400) 25.870 (57.035)Velocidad máxima km/h (mph) 34,0 (21,2) 30,0 ( 18,6) 34,2 (21,3) 32 ,9 (20,4)Dimensiones principales mm (ft in)A: Altura libre de descarga 3.065 (10'1") 2.885 (9 '6") 3.020 (9'11") 3.775 (12'5")8: Alcance a la máx. elevación 1.245 (4'1") 1.300 (4'3") 1.520 (5'0") 1.640 (5'5")C: Altura bajo el bufón de vuelco 4 . 130 (13 '7") 4.095 ( 14'5") 5.055 (16'7")Peso en orden de trabajo kg (lb) 20 .290 (44 .700) 21.430 (47.240) 26. 105 (57.550) 40.400 (8. 070)

MARCA Y MODELO KOMATSU LIEBHERR MARATHON L • TOURNEAUWA800-1 L551 L-600 L-800

Carga nominal kg (lb) 13.600 (30.000) 20.400 (45.000)Gama de capacidades de m3 9 ,5-10,5 3 ,5 6,1-15,3 7,7-22,9cazos colmados (SAE) (yd3) (124-13,7) (4,6) (8,0-20) (10-30)Capacidad de cazo mm3 10,5 3,5 7,7 11.5estándar colmado (SAE) (yd3) (13,7) (4,6) (10) (15)Anchura de cazo estándar mm (in) 4 .800 (15'9") 3.000 ( 118") 4.010 (158") 5.000 (197")Potencia kW (HP) 588 (789) 154 (210) 391 (525) 641 (860)

Fuerza de arrancamiento kN 677 200 430 525(kgf, Ibf) (69.000, 152.120) (22.000, 44.100) (43.800, 96.600) (53.500, 118.000)






A: Altura libre de descarga 4.680 (15'4") 3.135 (10'3") 4.090 (13'5") 5.030 (16'6")

8: Alcance a la máx. elevación 2.350 (7'9") 1.125 (3'8") 1.370 (4'6") 2.160 (7'0")

C: Altura bajo el bulón de vuelco 6.770 (22'3") 4.255 (14'0") 5.490 (18'0") 6.600 (21'8")

Peso en orden de trabajo kg (lb) 87.250 (192.350) 20.000 (44.100) 59.100 (1 30.000) 84.100 (186.000)

588

CA

O O I.MARCA Y MODELO MARTHON LeTOURNEAU MICHIGANNME

L-10006 L-1100 L-1200 175C

Carga nominal kg (lb) 23. 130 (51 .000)Gama de capacidades de m3 12 ,2-23,0 16 ,8 16,8 3,4- 4,6cazos colmados (SAE) (yd') ( 16-30 ) (22) (22) (4,5-6,0) 4pCapacidad de cazo mm' 13 16 ,8 16,8 3,8estándar colmado (SAE) (yd3) (17) (22) (22) (5,0)Anchura de cazo estándar mm (in) 5.000 (16'5") 6.300 (248") 3.150 (124")Potencia kW (HP) 597 (80Ó) 783 (1.050 ) 895 (1 .200) 208 (279)

Fuerza de arrancamiento kN 667 838 730 156(kgf, Ibf) (68 .000, 150 .000) (85 .500, 188 .000) (74.400, 164 .000) (15 .700, 34.700)

Estabilidad estática bajo carga:En posición recta kg (lb) 68 .000 (150.000) 75.000 (165 .000) 104 .300 (230 .000) 17 900 (39.500)Totalmente girada kg (lb) 61 .200 (135 .000) 65.900 (145 .000) 89.400 (197 .000) 16 . 100 (35.500)Velocidad máxima km/h (mph) 19,2 (12 ,0) 19,3 ( 12,0) 19 ,3 (12,0 ). 32,8 (20.4)Dimensiones principales mm (ft in)A: Altura libre de descarga 5.610 ( 18'5") 5.690 (18'8") 6.070 (19'11") 3.090 (10'2")B: Alcance ala máx. elevación 2.440 (8'O") 2.640 (8'8") 2.570 (8'5") 1.310 (4'3")C: Altura bajo el bulón de vuelco 7 .340 (24'1") 7.470 (24'6") 8 . 130 (26'8") 4.280 (14'0")Peso en orden de trabajo kg (lb) 99.800 (220 . 000) 120.500 (265.000) 152.000 (335.000) 25.300 (55.700)

MARCA Y MODELO MICHIGAN (VME) TCM275C 475C 675C 870

Carga nominal kg (lb)Gama de capacidades de m3 5 ,0-6,1 13,8-27,5 13,8-27,5 3,1-3,5cazos colmados (SAE) (yd') (6,5-8,0) ( 12) (18-36 ) (4,0-4,6)Capacidad de cazo mm' 5,4 9,17 13,8 3,5estándar colmado (SAE) (yd') (7,0) (12) (18) (4,6)Anchura de cazo estándar mm (in) 3 .610 (142") 4.480 (176") 6.350 (250") 3.050 (120")Potencia kW (HP) 268 (360) 488 (655) 474 (635) 177 (237)

Fuerza de arrancamiento kN 221 574 742 202(kgf, Ibf) (22.400, 49.300) (58.500, 129.000) (75.700, 166.900) (20.600, 45.400)


En posición recta kg (lb) 25.800 (56.900) 48.000 ( 105.800 ) 86.500 (190.800) 15.900 (35.100)Totalmente girada kg (lb) 22.200 (49.000) 43.200 (95.300) 77.000 (169.800) 14.300 (31.600)Velocidad máxima km/h (mph) 34,6 (21,5) 29,9 (19,6) 27,4 (17,0) 34,5 (21,4)Dimensiones principales mm (ft in)

A: Altura libre de descarga 3.280 (10'9") 4.600 (15'1") 5.740 (18'10") 3.160 (10'4")B: Alcance a la máx. elevación 1.520 (5'O") 1.960 (6'5") 1.830 (6'0") 1.380 (4'6")C: Altura bajo el bulón de vuelco 4.510 (14'10") 6.270 (20'7") 7.650 (25'1") 4.185 (13'9")Peso en orden de trabajo kg (lb) 37.000 (81.500) 76.740 (169.180) 174.600 (385.000) 20.330 (44.830)

589

c

0 n

0MARCA Y MODELO TEREX

80C 90C

Carga nominal kg (lb) 7 .480 (16 .500) 10 .900 (24.000)

Gama de capacidades de m3 4 ,2-4,6 5,7-6,5cazos colmados (SAE) (yd3) (5,5--6,0 ) (7,5-8,5)Capacidad de cazo mm' 42 6,5estándar colmado (SAE) (yd3) (5.5) (8,5)Anchura de cazo estándar mm (in) 3 .360 (132 ') 3.860 (152")Potencia kW (HP) 229 (307) 343 (460)

Fuerza de arrancamiento kN 189 420(kgf, Ibf ) (19.300 , 42.500) (42.820 , 94.400)

Estabilidad estática bajo carga:En posición recta kg (lb) 22 .300 (49 .200) 29.500 (65.100)Totalmente girada kg (lb) 19.560 (43.100 ) 25.860 (56.800)Velocidad máxima kmfi (mph) 36 ,2 (22,5) 21,9 (13,6)Dimensiones principales mm (ft in)

A: Altura libre de descarga 3.120 (10'3") 4 . 180 (13'8")

8: Alcance a la máx. elevación 1.380 (4'6") 1.300 (4'3")

C: Altura bajo el bulón de vuelco 4.220 ( 13'10") 5.560 ( 18'3")

Peso en orden de trabajo kg (lb) 26.800 (59.200) 43.410 (95 700)

i£it

590

CAMIONES DE DESCARGA POR EL FONDO

10- a

0 0 0MARCA Y MODELO CATERPILLAR/ATHEY DART

768C/PW768C 7728/PW7728 7728/PH77213 4120

Carga máxima t.(US ton ) 57,2 (63 ) 91 (100) .91 (100) 109 (120)

Capacidad : m' (cu yd)

A ras 32 , 1 (42) 45,9 (60,0 ) 94 (123) 101 (132)

Colmado (2:1) (SAE) 38,2 (50,0) 54.3 (71,0) 104 ( 136)' 116 ( 152)'

Potencia kW (HP) 336 (450) 485 (650) 485 (650) 541 (725)

Velocidad máxima km/h (mph) 64,0 (39,8)

Radio de. giro (SAE) m. (ft in) 9,3 (30'4") 11 ,7 (38'6") 11,7 (38'6") 11,4 (37'5")"

Dimensiones mm (ft in)

A: Anchura 4.370 ( 14'4") 5 .310 (17'5") 4.540 ( 14'11") 4 .800 (15'9")

B: Altura de la visera 3.960 ( 13'0") 4 .040 (13'3") 4.520 ( 14'10") 4 .620 (15'2")

C: Altura para carga 3.960 ( 13'0") 4 .040 (13'3") . 4.140 ( 13'7") 4 .620 (15'2")

0: Longitud para carga 6.500 (21'4") 7.570 (24 ' 1 0") 9.470 (31'1") 10 .800 (35'5")

Pesos kg (lb)Vacío , en orden de trabajo 41 .600 (91 .800) 62. 100 (136 .900) 62.300 (137 .400) 68 .600 (151.300)

Cargado . 98.800 (217.800) 152.800 (336.900) 1- 53.000 (337.400) 177.500 (391.300)

Observaciones Para carbón Para carbóncon colmo 3:1 con colmo 3:1

MARCA Y MODELO DART EUCLID4160 870 CH120 CH150

Carga máxima t (US ton) 145 (160) 63,5 (70) 109 (120 ) 136 (150)


A ras 138 (181 ) 35,9 (47,0) 104 (136) 137 (179)

Colmado (2:1) (SAE ) 159 (208)' 47,4 (62,0) 115 (151 )' 157 (204)'

Potencia kW (HP) 783 ( 1.050 ) 340 (456 ) 610 (818 ) 746 (1.000)

Velocidad máxima km/h (mph) 64,0 (39 ,8) 60.1 (37 ,3) 51,3 (31.9) 65,4 (40,6)

Radio de giro (SAE) m (ft in) 12,3 (40'6") 7,5 (24'6") 9,5 (31 '0") 12,5 (41'0")


A: Anchura 5.460 (17'11") 3.890 (12'9") 4.900 ( 16'1") ' 5 .310 (17'5")

B: Altura de la visera 4.850 (15'11") 3.330 (10'114.790 ( 15'9") 4.650 (15'3")

C: Altura para carga 4.800 (15'9") 3.230 (10'7") 4.790 (15'9") 4.570 ( 15'0")

D: Longitud para carga 12.700 ( 41'8")

Pesos kg (lb)

Vacío, en orden de trabajo 96.700 (213.100) 41.200 (90.900) 65.800 (145.100) 93.300 (205.600)

Cargado 241.800 (533.100) 104.700 (230.900) 174.700 (385.100) 229.300 (505.600)

Observaciones Para carbón Para carbón Para carbóncon colmo 3:1 con colmo 3:1 con colmo 3:1

591

mooMARCA Y MODELO RIMPULL TEREX

CW120 CW150 CW200 34-120

Carga máxima t (US ton) 109 (120 ) 136 (150) 181 (200) 145 (160)Capacidad: m3 (cu yd)

A ras 99 ( 130) 131 (171) 189 (247) 138 (180)Colmado (21 ) (SAE) 115 (150)' 152 (199)' 219 (286)' 157 (205)'Potencia kW (HP) 541 (725) 783 ( 1.050 ) 895 (1 200) 725 (972)Velocidad máxima km/h (mph) 62,1 (38,6)Radio de giro (SAE) m (ft in) 11,3(37'0") 11,3 (37'0") 11,6 (38'0") 11 .3 (37'2")Dimensiones mm (ft in)

A: Anchura 4.570 ( 15'0") 4.980 ( 16'0") 5 .890 (19 '0") 4.950 ( 16'3")B: Altura de la visera 4.620 (15'2") 4.950 (16'3") 5.640 ( 18'6") 4 .860 (16'0")C: Altura para carga 4.620 (15'2") 4.950 (16'3") 5.640 ( 18'6") 4 .860 (16'0")D: Longitud para carga 10 .570 (34 '8") 12.200 (40'0") 12 .900 (42'4") 12.040 (39'6")Pesos kg (lb)Vacío , en orden de trabajo 62.600 ( 138.000 ) 71.900 ( 158.500 ) 90.700 (200.000) 101.700 (224.300)Cargado 171.000 (378.000) 208.000 (458.500 ) 272.000 (600.000) 246.900 (522.300)

Observaciones Para carbón Para carbón Para carbón Para carbóncon colmo 3 : 1 con colmo 3 : 1 con colmo 3:1 con colmo 3:1

MARCA Y MODELO UNIT RIG WABCO80180 80240 12OCT 15OCT

Carga máxima t (US ton) 163 (180) 218 (240 ) 109 (120 ) 136 (150)Capacidad : m' (cu yd)A ras 156 (204) 222 (290) 102 (133) 130 (170)Colmado (2:1) (SAE) 188 (264)' 253 (333)' 115 (150)' 148(194)-

Potencia kW (HP) 1.190 (1.600) 1.190 (1.600 ) 507 (679) 721 (967)Velocidad máxima km/h (mph) 69,5 (43,2) 61,4 (38,1)

Radio de giro (SAE) m (ft in) 10,6 (35'0") 10,5 (34'6") 10,5 (34'6") 10,5 (34'6")Dimensiones mm ( fl in)

A: Anchura 6.160 (20'6") 6.780 (22'3") 4.220 (13'10") 5.080 (16'8")

B: Altura de la visera 5.410 (17'99") 4.550 (14'11") 4.880 ( 16'0")

C: Altura para carga 4.900 (16'0") 5.410 (17'9") 4.550 (14'11") 4.880 (16'0")

D: Longitud para carga 13.100 (42'10") 10.110 (33'2") 11.660 (38'3")

Pesos kg (lb)


Cargado 269.500 (596.200) 395.100 (871.000) 167.400 (368.800) 228.400 (503.500)

Observaciones Para carbón Para carbón Para carbón Para carbóncon colmo 3:1 con colmo 3:1 con colmo 3:1 con colmo 3:1

592

o-- a

C

MARCA Y MODELO WABCO170 COALPAC

Carga máxima 1 (US ton) 154 (170)

Capacidad: m' (cu yd)A ras 149 (195)Colmado (2:1) (SAE) 175(229)'Potencia kW (HP) 1.097 (1.470)Velocidad máxima km/h (mph)Radio de giro (SAE) m (ft in)

Dimensiones mm (ft in)A: Anchura 6.910 (22'8")

8: Altura de la visera 5.990 ( 19'8")

C: Altura para carga 5.990 (19'8")O: Longitud para cargaPesos kg (lb)Vacío , en orden de trabajo 109.500 (241.500)Cargado 263 .800 (581.500)

Observaciones Para carbóncon colmo 3:1

rnn

VOLQUETES

- O -r--

�C

s

o

MARCA Y MODELO AVELING-BARFORD CATERPILLARRD035 RDO40 RDO50 D250B

Carga máxima t (US ton ) 31,8 (35) 36,3 (40 ) 45,4 (50 ) 27,2 (30,0)

Capacidad : m3 (cu yd)

A ras 16 , 1 (21,0) 19,1 (25,0) 23,0 (30,0) 11,0 ( 15,0) }

Colmado (2:1) (SAE ) 21,4 (28 , 0) 24,5 (32,0) 30 ,6 (40,0 ) 14,0 (19,0)

Potencia kW (HP) 340 (456) 340 (456) 453 (608) 163 (218)

Velocidad máxima km/h (mph ) 49,5 (31 ,0) 49,5 (31,0) 62 ,7 (39,0 ) 51,0 (32,0)

Radio de giro (SAE) m (ft in) 8,7 (28'6") 8,7 (28'6") 9,87 (32'4") 7,40 (24'4")

Superación pendientes ° (%)Dimensiones mm (ft in)

A: Anchura 4.030 ( 13'3") 4 .030 (13 '3") 4.480 ( 14'8") 2.740 (9'0")

B: Altura de la visera 3.670 (12'0") 3 .670 (12 '0") 3.960 ( 13'0") 3 .210 (10'6")

C: Altura para carga 3.150 ( 10'4") 3 .350 (11 '0") 3.450 (11'4") 2.695 (8'10")

0: Longitud para carga 5.670 (18'7")

Pesos kg (lb)

Vacío , en orden de trabajo 30 .500 (67 .300) 30 .700 (67 .800) 39.900 (88 .000) 19 .800 (43.650)

Cargado 62.300 (137 .300) 67.000 (147 .800) 85 .300 (188.000) 47 .060 (104.000)

Observaciones Articulado

MARCA Y MODELO CATERPILLARD300B 0350C D35C/HP D44B

Carga máxima t (US ton ) 27,2 (30,0) 31,8 (35 ,0) 25,3 (28,0) 40,0 (44,0)


A ras 13,0 (17,0) 15,4 (20.1) 14,2 (18,6) 17,5 (22,6)

Colmado (2:1) (SAE) 17,0 (22 ,0) 19,4 (25,4) 20 ,2 (26,4) 24.0 (31,0)

Potencia kW (HP) 194 (260 ) 194 (260) 194 (260 ) 343 (460)

Velocidad máxima km/h (mph ) 56,0 (35 ,0) 56,0 (35,0) 66 ,0 (41.0 ) 52,0 (33,0)

Radio de giro (SAE) m (ft in) 7,40 (24'4") 7 ,61 (25 '0") 7,52 (24'8") 9 ,08 (29'9")

Superación pendientes


A: Anchura 2.740 (9'0") 3.000 (9'10") 3.480 (11'S") 3.730 (12'3")

8: Altura de la visera 3.210 (10'6") 3.270 (10'7") 3.335 (10'11") 3.980 (13'1")

C: Altura para carga 2.695 (7'10") 2.905 (9'6") 2.925 (87") 2.980 (9'8")

D: Longitud para carga 5.670 (187") 5.980 (19'7") 5.195 (17'0") 5.690 (18'8")

Pesos kg (lb)


Cargado 47.060 (103.700) 55.000 (121.200) 35.300 (77.800) 72.000 (158.700)

Observaciones Articulado Articulado Articulado Art iculado

594

A--

O

c

0MARCA Y MODELO CATERPILLAR

D550D 769C 773B 7778

Carga máxima t (US ton ) 50,0 (55,0 ) 36,3 (40 ) 52,6 (58) 86,2 (95)Capacidad : m' (cu yd)A ras 22,0 (28,5 ) 17.4 (22.8) 26,0 (34,0) 36,3 (47,5)

Colmado (2:1) (SAE) 30,5 (40 ,0) 23,5 (30,8) 34 , 1 (44,6 ) 51,3 (67,1)

Potencia kW (HP) 343 (460) 336 (450) 485 (650) 649 (870)

Velocidad máxima km/h (mph ) 48,0 (30 ,0) 69,0 (43,0) 60 ,0 (37,0 ) 60,0 (37,0)

Radio de giro (SAE) m (ft in) 9 , 10 (29 '9") 8,25 (27'1 ") 10,8 (35'5") 12,3 (40'4")


Dimensiones mm (ft in)A: Anchura 3.660 ( 12'0") 3.645 (12'0") 3.785 ( 12'5") 4 .880 (16'0")B: Altura de la visera 3 .970 (13 '0") 3.940 (12'11") 4.230 (13' 10") 4.900 ( 16'1")C: Altura para carga 3 .220 (10 '6") 3.220 ( 10'7") 3.690 (12'1 ") 4.140 ( 13'7")D: Longitud para carga 7.400 (24'3") 53.010 (17'5") 6.430 (21'1'7 6 .860 (22'6")Pesos kg (lb)Vacío, en orden de trabajo 40.400 (89.100) 30.700 (67.600) 38.700 (85.200) 58.500 (129.000)Cargado 90 .400 (199 .300) 62 .400 (137 .600) 84.000 (185 .200) 142 .900 (315.000)Observaciones Articulado

MARCA Y MODELO CATERPILLAR DART785 789 2085 3100

Carga máxima t (US ton ) 136 (150) 177 (195) 177,1 (85) 90,7 (100)Capacidad: m' (cu yd)A ras 57 ,0 (74,0 ) 77,0 (101,00 ) 58,9 (77,0) 39,2 (51,0)

Colmado (2:1) (SAE) 78,0 (102 ,0) 102 ,4 (134 ,0) 76,5 ( 100) 57,0 (75,0)

Potencia kW (HP) 963 ( 1.290 ) 1,342 ( 1.800) 597 (800) 783 ( 1,050)

Velocidad máxima km/h (mph) 54,0 (33 , 5) 52,6 (32,6)

Radio de giro (SAE) m ( ft in) 13 ,7 (45'0") 13,8 (45 ' 1") 12,6 (41'6") 11,4 (37'6")


Dimensiones mm (ft in)A: Anchura 6.200 (20'4") 6.440 (21'2") 4.356 (14'4") 5.460 (17'11'7B: Altura de la visera 5.460 (17'11'7 5.791 (19'0") 4.394 (14'5") 5.310 (17'5")C: Altura para carga 4.906 (16'1") 5.463 (17'11'7 3.912 (12'10") 4.290 (14'1")D: Longitud para carga 7. 650 (25'1'7 8.253 (27 1") 8.585 (28'2") 7.110 (23'4")Pesos kg (lb)

Vacío, en orden de trabajo 90.800 (200.200) 113.200 (250.000) 55.800 (123.000) 67.300 (148.000)Cargado 209.110 (461.000) 284.000 (589.000) 132.900 (293.000) 158.000 (348.000)Observaciones Para carbón

5QS

Is0o

A

c

O

MARCA Y MODELO DART EUCLID3120 R-25 R-35 R-50

Carga máxima t (US ton) 109 (120) 22,7 (50) 31,8 (35) 45,4 (50)Capacidad: m' (cu yd)A ras 45.1 (59,0) 11,2 (14,7) 17,0 (22,2) 22,4 (29,3)

Colmado (2:1) (SAE) 68,8 (90,0) 14,9 (19,5) 23,3 (30,5) 31,5 (41,2)

Potencia kW (HP) 895 (1.200) 170 (228) 323 (433)

Velocidad máxima km/h (mph) 44,9 (27,9) 55,6 (34,6) 53,9 (33,5)Radio de giro (SAE) m (ft in) 12,2 (40'0") 8.2 (26'9") 8.2 (26'9") 9,4 (30'10")Superación pendientes ° (%)Dimensiones mm (ft in)A: Anchura 5.790 (19'0") 3.250 (10'8") 3.760 (12'4") 4.010 (13'2")B: Altura de la visera 5.385 (17'8") 3.560 (11'8") 4.090 (13'5") 4.470 (14'8")C: Altura para carga 4.370 (14'4") 2.640(8'8") 3.150 (10'4") 3.530 (11'7")0: Longitud para carga 7.870 (25'10") 4.340 (14'3") 5.490 (18'0") 6.300 (21'8")Pesos kg (lb)Vacío, en orden de trabajo 79.400 (175.000) 17.800 (39.200) 30.280 (66.750) 36.750 (81.030)Cargado 188.200 (415.000) 40.500 (89.200) 62.030 (136.750) 82.100 (181.030)

Observaciones

MARCA Y MODELO EUCUDR-85 R-100 R-120E R-130M

Carga máxima t (US ton) 77,1 (85) 90,7 (100) 109 (120) 109 (130)

Capacidad: m3 (cu yd)

A ras 37,5 (49,0) 35,1 (46,5) 42,5 (55,6) 50,3 (65,8)

Colmado (2:1) (SAE) 50,9 (66,5) 55,0 (71,9) 65,4 (85,5) 71,9 (94,0)

Potencia kW (HP) 610 (818) 783 (1.050) 783 (1.050) 1.007 (1.350)


Radio de giro (SAE) m (ft in) 11,8 (38'6") 12,5 (41'0") 13.4 (43'9") 12,3 (40'3")

Superación pendientes ° (%) }


A: Anchura 4.880 (16'0") 5.540 (18'2") 5.800 (19'1") 5.820 (19'1 11 )

B: Altura de la visera 5.020 (16'6") 5.640 (18'6") 5.610 (18'5") 5.760 (18'11")

C: Altura para carga 4.210 (13'10") 4.210 (131 0") 4.800 (15'9") 5.000 (16'5")

D: Longitud para carga 6.730 (22'1") 7.140 (23'5") 7.820 (25'8") 7.850 (25'9")

Pesos kg (lb)


Cargado 130.200 (287.100) 158.300 (348.900) 190.000 (420.000) 197.300 (434.900)

Observaciones

596

_ ...__. .ra.i...a..u.a.at: ,..,�l+.+Caia. (lLl<a4 [ i'"- •• ., .

A

c O OEUCLID KOMATSUMARCA Y MODELO

R-170 R-190 HD325-5 HD465-3

Carga máxima t (US ton ) 154 (170) 172 (190) 32.0 (35 ) 46,0 (51)

Capacidad: m' (cu yd)

A ras 68 ,4 (89,5 ) 77,7 (101,6) 18,0 (23,5) 24,0 (31,4)

Colmado (2:1) (SAE) 97,0 (127) 106,8 (139,7) 24,0 (31.4) 34,2 (44,7)

Potencia kW (HP) 1.133 (1.519) 1.342 ( 1.800 ) 346 (463) 524 (702)

Velocidad máxima km/h (mph) 54,8 (34 ,0) 52,6 (32,7) 70,0 (43,5 ) 65,0 (40,4)

Radio de giro (SAE) m ( ft in) 12,8 (42'0") 12 ,8 (42'0") 7,2 (23'7") 9,5 (31'2")

Superación pendientes ° (%)

Dimensiones mm (ft in)A: Anchura 6.380(20-1 1 ") 6.680 (21'11") 3 .670 (12'0") 4.490 ( 14'9")

B: Altura de la visera 5.740 ( 18'10 ") 5.920 ( 19'5") 3 .950 (13'0") 4.310 (14'2")

C: Altura para carga 5 .200 (17' 1") 5.380 ( 17'8") 3.150 (10'4") 3 .410 (11'2")

D: Longitud para carga 8 .550 (28' 1") 8.310 (27'3") 5.270 (17'3") 6.450 (21'2")

Pesos kg (lb)

Vacío , en orden de trabajo 105.500 (232.500) 114.400 (252.200 ) 27260 (60.100) 38.070 (89.900)

Cargado 259.700 (572.300) 286 .800 (632 . 200) 59.320 (130.800) 84.130 (185.500)

Observaciones

MARCA Y MODELO KOMATSU KRESSHD785-1 H01200M-1 HD1600M-1 AD86-35

Carga máxima t (US ton ) 78,0 (85) 120 (132) 160 (176) 31,8 (35)

Capacidad: m' (cu yd)A ras 37,0 (48,4) 46,0 (60 ,2) 61,0 (79,8) 15 ,3 (20,0)

Colmado (2:1) (SAE) 52,0 (68 ,0) 70,0 (91,6) 90 ,0 (118 ) 20,6 (27,0)

Potencia kW (HP) 654 (877) 854 (1.145) 1.116 (1.496) 186 (250)

Velocidad máxima km/h (mph) 70,0 (43,5) 60,0 (37,2) 62,0 (38,5)Radio de giro (SAE) m ( ft in) 8,8 (281 0") 10,3 (33'10") 10,9 (35'9") 9,5 (31'0")


Dimensiones mm (ft in)A: Anchura 5.700 ( 18'8") 5 .980 (19'7") 6.600 (21'8") 3.350 ( 11'0")

B: Altura de la visera 4.920 (16'2") 5.090 (16'8") 5.685 (18'8") 3.350 (11'0")

C: Altura para carga 4.080 (13'5") 4.450 (14'7") 4.980 (16'4") 3.350 ( 11'0")

D: Longitud para carga 6.600 (21'8 ". ) 7.640 (25'1") 8.060 (26'5") 5.000 (16'5")

Pesos kg (lb)


Cargado 131.600 (290.000) 204.400 (450.500) 267.600 (589.900) 54.400 (120.000)

Obse rvaciones Articulado

r-n-7

_p. A

CB

O O

MARCA Y MODELO MARATHON LeTOURNEAU PAYHAULERTITAN 33-15C TITAN T-2000 350C 350C Coal hauler o-

Carga máxima t (US ton ) 154 (170) 182 (200) 45,4 (50 ) 45,4 (50)

Capacidad : m' (cu yd)A ras 65.0 (85,0 ) 72,6 (95 ,0) 23,8 (31,1) 44 ,3 (57,9)

Colmado (2:1) (SAE ) 88,7 (116 ,0) 124,6 ( 163,0 ) 32,0 (41 , 8) 53,4 (69,8)

Potencia kW (HP) 1.194 (1.600 ) 1.492 (2.000) 453 (607) 453 (607)

Velocidad máxima km/h (mph) 68,0 (42 ,0) 68,0 (42,0)

Radio de giro (SAE) m (ft in) 12,1 (39'7") 10 ,2 (33'4") 10,2 (33'4")



A: Anchura 6.710 (22'0") 4 .020 (13 '2") 4.320 (14'2")

B: Altura de la visera 6.400 (21'0") 4 .060 (13'4") 3.860 (12'8")

C: Altura para carga 5.440 (17' 10") 3.330 ( 10'11") 3.860 (12'8")

D: Longitud para carga 7 .980 (26'2") 6.020 (19'9")

Pesos kg (lb)Vacío , en orden de trabajo 124.100 (273.000) 33.000 (72.800) 31.900 (70.400)

Cargado 306.000 (573 .000) 78 .400 (172.800) 77 .300 (170.400)

Observaciones

MARCA Y MODELO RIMPULLR065 RD65C RDT60 RD700

Carga máxima t (US ton ) 59,0 (65) 59,0 (65) 64,5 (60 ) 63,5 (70)

Capacidad : m3 (cu yd)

A ras 26 ,8 (35,0) 48,9 (64 ,0) 45,9 (60,0) 42 ,8 (56,0)

Colmado (2:1) (SAE ) 39,0 (51 ,0) 71,1 (93 , 0) 52,8 (69,0)' 53 ,3 (75,0)

Potencia kW (HP) 448 (600) 448 (600) 448 (600) 522 (700)

Velocidad máxima km/h (mph)

Radio de giro (SAE) m (ft in) 11,0 (36'0") 11 ,0 (36'0 .. ) 14,0 (46 '0") 12,5 (41'0")

Superación pendientesDimensiones mm (ft in)

A: Anchura 4.570 ( 15'0") 5.030 (16'6") 3.810 (12'6") 5.030 ( 16'6")

8: Altura de la visera 4.775 (15'8") 4.775 (15'8") 4.140 (13'7") 4.470 ( 14'8")

C: Altura para carga 3.660 (12'0") 4.340 (14'3") 3.630 (11 ' 11") 3.610 (11'10")

0: Longitud para carga 6.220 (20'5") 6 .320 (20'9")

Pesos kg (lb) _


Cargado 96.200 (212.000) 97.500 (215.000) 92.300 (203.400) 104.000 (230.000)

Para carbón Para carbón conObservaciones con colmo 3:1

598

BC

O

MARCA Y MODELORIMPULL

RD700L R075 R085 ROT85

Carga máxima t (US ton) 63,5 (70) 68,0 (75) 77,1 (85) 77 (85)


A ras 42, 1 (55,0 ) 32,9 (43,0) 34,4 (45.0) 65,0 (85,0)

Colmado (2:1) (SAE) 59,6 (78,0) 45,9 (60,0) 51,2 (67,0) 74,9 (98,0)'

Potencia kW (HP) 522 (700) 522 (700) 597 (800) 597(800).

Velocidad máxima km/h (mph) 50,3 (31,3)

Radio de giro (SAE) m (ft in) 12,5 (41 '0") 11,0 (36'0") 11,6 (38'0") 14,6 (48'0")



A: Anchura 5.110 ( 16'9") 4 .880 (16 '0") 5.030 ( 16'6") 4.040 (13'3")

8: Altura de la visera 4.780 ( 15'8") 4.775 (15'8") 5.110 ( 16'9") 4.470 (14'8")

C: Altura para carga 3.730 (12'3") 3.910 (12'10") 4.040.(13'3") 4.140 (13'7")

D: Longitud para carga 6.990 (22'11 ") 6.250 (20'6") 7.010 (23'0")

Pesos kg (lb)

Vacío, en orden de trabajo 40.800 (90.000) 41.700 (92.000) 53.300 ( 122.000) 52.800 ( 116.400)

Cargado 104.300 (230.000) 110.000 (242.000) 132.000 (292.000) 130.000 (286.400) tiPara carbón

Observacionescon

colmo 3:1

MARCA Y MODELO RIMPULLRD100 RD1000T RD110 RD120

Carga máxima t (US ton) 90,7 (100) 90,7 (100 ) 100.(110 ) 109 (120)

Capacidad : m' (cu yd)A ras 40,0 (52,0) 88,0 (115) 41,3 (54,0) 47,4 (62.0)

Colmado (2:1) (SAE) 55,8 (73,0) 105 (145) 58,9 (77,0) 68,8 (90,0)

Potencia kW (HP) 783 (1.050) 671 (900) 782 (1.050) 895 (1.200)

Velocidad máxima km/h (mph)

Radio de giro (SAE) m (It in) 12,2 (40'0") 13,7 (45'0") 12,8 (41'0") 12,8 (41'0")


Dimensiones mm ( ti in)

A: Anchura 5.030 (16'6") 5.030 (16'6") 5.537 (18'2") 5.890 (18'4")

8: Altura de la visera 5.330 (17'6") 4.980 (16'4") 5.512 (18'1") 5.560 (18'3")


0: longitud para carga 7.010 (23'0") 8.510 (27'11") 7.010 (23'0") 7.010 (23'0")

Pesos kg (lb)


Cargado 154.200 (340.000) 151.700 (334.500) 166.200 (366.500) 189.600 (418.000)

Observaciones

599

o �. A

C

OS

MARCA Y MODELO TEREX IBH33-05B 33-07 33-09D 33-11D

Carga máxima t (US ton) 27 (30) 36,3 (40) 49,9 (55) 77,1 (85)Capacidad: m' (cu yd)A ras 14,6 (19,1) 19,4 (25,3) 28,1 (36,7) 39,3 (51,4)

Colmado (2:1) (SAE) 17,5 (22,9) 24,4 (31,9) 36,3 (47,5) 49,5 (64,8)

Potencia kW (HP) 239 (321) 358 (480) 496 (665) 626 (840)

Velocidad máxima km/h (mph) 54,7 (34,0) 65,8 (40.9) 68,2 (42,4) 62,1 (38,6)

Radio de giro (SAE) m (ft in) 7,4 (24'1") 8,8 (28'11") 9,4 (30'9") 10,8 (30'10")


Dimensiones mm (ft in)A: Anchura 3.380 (11'13.810 (12'6") 4.270 (14'0") 4.570 (15'0")B: Altura de la visera 3.890 (12'9") 4.340 (14'3") 4.520 (14'10") 4.910 (16'l")C: Altura para carga 3 .080 (10'1") 3.530 (11'7") 3.730 (12'3") 4.480 (14'8")0: Longitud para carga 4.420 (14'6") 5. 160 (16' 11") 6.190 (20'4") 6.810 (22'4")Pesos kg (lb)Vacío, en orden de trabajo 22.500 (49.500) 32.500 (71.600) 49.900 (110.000) 57.800 (127.400)Cargado 49.700 (109.500) 68.800 (151 .600) 95.000 (209.300) 134.900 (297.400)Observaciones

MARCA Y MODELO TEREX (IBH) UNIT RIG33-14 MARK24 M 100 MARK30

Carga máxima t (US ton) 108,8 (120) 77, 1 (85) 90,7 (100) 109 (120)Capacidad: m3 (cu yd)A .ras 49,7 (65,0) 34,4 (45,0) 45,9 (60,0) 52,8 (68,0)Colmado (2:1) (SAE) 67,9 (88 ,8) 48,1 (63,0) 55,1 (72,0) 69.6 (91,0)Potencia kW (HP) 814 (1.092) 597 (800) 895 (1 .200) 895 (1.200)Velocidad máxima km/h (mph) 55,7 (34,6)Radio de giro (SAE) m ( ft in) 11,1 (36'8") 9,7 (370") 9,3 (30'6") 12,8 (42'0")Superación pendientes ° (%)Dimensiones mm (ft in)A: Anchura 5.610 (18'5") 5.330 (17'6") 5.380 (17'8") 5.640 ( 18'6")

B: Altura de la visera 5.400 (17'6") 5.330 (176") 5.310 (17'5") 5.660 (18'7")


D: Longitud para carga 7.190 (23'7")

Pesos kg (lb)Vacío, en orden de trabajo 80.300 (117.100) 60 .600 (133.700) 59 .600 (132.000) 77.450 (170.750)Cargado 189.200 (417.100) 137.700 (303.700) 150.400 (332.000) 186.300 (410.750)Observaciones

600

A-

cc

jo

MARCA Y MODELO UNIT RIG WABCO (DRESSER)MÁRK36 MT1900 35D 50151

Carga máxima t (US ton ) 154 (170 ) 172 (190) 31,8 (35 ) 45,5 (50)Capacidad: m' (cu yd)A ras 70,3 (92,0) 71,9 (94.0) 16,8 (22,0) 23,6 (30,8)

Colmado (2:1) (SAE) 96,3 (126) 100,2 (131,0) 22,2 (29,0) 30,6 (40,0)

Potencia kW (HP) 1.194 (1.600) 1.342 (1.800) 324 (435) 462 (619)

Velocidad máxima km/h (mph) 52 (32 ) 66,8 (41 , 5) 64,9 (40,3)

Radio de giro (SAE) m (ft in) 12 ,8 (42'0") 14,0 (46'0") 8,7 (28'7") 10,1 (33'0")


Dimensiones mm (tt in)

A. Anchura 6.780 (22'3") 6.860 (22'6") 3.630 (11'11") 3.840 (12'7")

B: Altura de la visera 5.740 (18'10") 6.150 (20'2") 4.250 (13' 11") 4.470 (14'8")

C: Altura para carga 5.260 (1T3") 5.430 (17' 10") 3.250 ( 10'8") 3 .610 (11'10")

D: Longitud para carga 5.110 (16'9") 5.770 (18'11")

Pesos kg (lb)

Vacio, en orden de trabajo 99.900 (220.300) 112.400 (247.900) 27.800 (61.100) 35.000 (77.20Ó)Cargado 254.100 (560.300) 284.800 (627.900) 59.500 (131.100) 80.400 (177.000)Observaciones

MARCA Y MODELO WABCO (DRESSER)60B 75C 850 100

Carga máxima t (US ton) 54,4 (60) 68,0 (75) 77,1 (85) 90,7 (100)Capacidad : m' (cu yd)A ras 26,0 (34,0) 33,6 (44,0) 36,0 (47,0) 35,9 (47,0)Colmado (2:1) (SAE) 36,7 (48,0) 43,6 (57,0) 51,3 (67,0) 58,6 (76,6)Potencia kW (HP) 480 (644) 518 (694) 640 (858) 962 (718)Velocidad máxima km/h (mph) 76,3 (38 ,0) 69,5 (43,2) 66,0 (41,0 ) 55,9 (34,7)Radio de giro (SAE) m (ft in) 10,5 (34'6") 10,5 (34'6") 10,5 (34'6")Superación pendientes ° (%)Dimensiones mm (ft in)A: Anchura 4.780 (15'8") 4.780 (15'8") 5.000 (16'5") 5.790 (19'0")B: Altura de la visera 4.520 (14'10") 4.520 (14'10") 4.960 (16'3") 5 .490 (18'0")C: Altura para carga 3.660 (12'0") 4.010 (13'2") 4.240 (13'11") 4.390 (14'5")D: Longitud para carga 6.650 (21'10") 6.650 (21'10") 7.270 (23'10") 7.670 (25'2")Pesos kg (lb)Vacío, en orden de trabajo 38.600 (85.000) 451.500 (91.500) 56.400 (124.300) 72.850 (160.600)Cargado 93.000 (205.000) 109.500 (241 .500) 133 .500 (294 .300) 163.570 (360.600)Observaciones

601

-r-

I Igc

0 0MARCA Y MODELO WABCO (DRESSER)

120CM 445E 510M 510E

Carga máxima t (US ton) 109 (120) 108,9 (120) 127 (140) 127 (140)

Capacidad: m' (cu yd)

A ras 41,0 (54,0) 41,0 (54,0) 54,3 (71,0) 54,0 (71,0)

Colmado (2:1) (SAE) 63,0 (83,0) 63,0 (83,0) 77.0 (100,0) 77,0 (100,0)

Potencia kW (HP) 824 (1.104) 841 (1.129) 955 (1279) 955 (1.279)

Velocidad máxima km/h (mph) 54,1 (33,6) 56,4 (35.8) 48 ,8 (30,3 ) 53.7 (33,4)

Radio de giro (SAE) m (ft in)

Superación pendientesDimensiones mm (ft in)

A: Anchura 5.870 (19'3") 5 . 870 (19'3") 5.870 ( 19'3") 5.870 ( 19'3")

8: Altura de la visera 5.790 ( 19 10") 5.790 (19'0") 5.920 ( 19'5") 5 .790 (19'0")


D: Longitud para carga 7.570 (24'10") 7.570 (241 0") 7.570 (24'10") 7.570 (24'10")

Pesos kg (lb)

Vacío, en orden de trabajo 82.500 (181 .800) 85 .800 (189.000) 90.900 (200.500) 95.300 (210.000)

Cargado 191.300 (421.800 ) 194.800 (429.000) 218.000 (480.500) 222.400 (490.000)

Observaciones

MARCA Y MODELO WABCO (DRESSER) WISEDA

170 630E 32008 KL•2450

Carga máxima t (US ton) 154 (170) 172 (190) 213 (235) 205 (220)

Capacidad: m3 (cu yd)

A ras 54,0 (71,0) 77,0 (101) 77,0 (100) 104 (136)

Colmado (2:1) (SAE) 84,0 (110) 103,0 (135) 125 (163) 135 (176)

Potencia kW (HP) 1.097 (1.470) 1.271 (1.704) 1.679 (2.250) 1.340 ( 1.800)

Velocidad máxima km/h (mph) 56,8 (32,0 66,5 (35,1) 40,0 (25,0)

Radio de giro (SAE) m (ft in) 25,3 (83'0") 12,8 (42'0")


Dimensiones mm ( ft in)

A: Anchura 6.650 (21'10") 6.650 (21 1 0") 7.370 (24'0") 7.400 (24.3")

B: Altura de la visera 6.370 (201 1 ") 6.330 (20'9") 6.200 (20'4") 6.700 (21.10")

C: Altura para carga 5 . 150 (16.11") 5.460 (17'11") 5.050 (16'7") 6.600 (21'7")

D:.Longitud para carga 8.020 (26'4") 8.030 (26'4")

Pesos kg (lb)

Vacío, en orden de trabajo 105.000 (231.500 ) 104.700 (230.800) 165.700 (365.000) 145.000 (319.400)

Cargado 259.000 (571.500) 277.000 (610.800) 379.000 (835.000) 350.000 (771.600)

LObservaciones

602

ROTOPALAS COMPACTAS

1/ \I

¡r"yes �,` �---L

Krupp International , Inc. Mannesmann Demag Corp.MARCA Y MODELO

C 300 C 300S C 700 C 700S St 430 HD 450 HD 710 St 2000

Potencia kW 160 200 400 600 110 200 400 -

(HP) (215) (269) (537) (805) (148) (269) (537) -

Capacidad nominal de cangilón 1 325 360 700 700 430 450 825 2000

(yd' (0,42) (0,47) (0,92) (0,92) (0,56) (0,59) (1,08) (2,62)

Diámetro del rodete entre labios m 5,4 5,4 7,7 7,7 5,2 5,6 7,9 9,2

Número de cangilones 8 10 12 12 7 8 12 8

Descargas por minuto 50/67 84 54/72 72 51 70 60.7 60

Producción teórica m3s/h 1.300 1.810 3.024 3.024 1.320 1.800 3.000 7.000

Velocidad periférica de corte m/s 2,37 2,37 2,42 2,42 1,98 0-2,56 0-2,1 -

A: Altura de corte m 9,5 9,6 15,0 1,0 9,0 11,0 15,0 14

B: Máxima altura de excavación selectiva m 5,85 6,1 9,5 10,5 - - - -

C: Excavación bajo nivel de orugas m 0,35 0,35 1,0 1,2 0,5 0,6 0,8 0,5

E: Alcance del rodete m 9,5 9,5 14,5 16,0 10,3 11,9 15,0 14,4

F. Alcance de la descarga m 20,0 20,0 25,0 25,0 20,0 20,0 25,0 25,0

G: Máxima altura de descarga m 8,6 10.0 13,0 13,0 7,9 8,6 12,0 12,0

H: Mínima altura de descarga m 2,3 2,5 3,8 4,0 3,05 4.4 4,1 6,5

Capacidad de giro del brazo de excavación 200 200 210 210 180 180 180 180

Capacidad de giro de la cinta de descarga 200 200 210 210 95 95 105 105

L: Voladizo de la superestructura m 8,3 8,5 13,0 13,0 7,3 7,6 12,9 -

Velocidad de la banda m/s 3,35 3,6 4,2 4,2 2,5 3,4 4,5 3,2

Anchura de la banda m 1,2 1,2 1,4 1,4 1,0 1,0 1,4 1,8

Número de bastidores de orugas 2 2 2 2 2 2 2 2 2

Radio de giro mínimo m 6,5 6,5 9,0 9,0 4,5 61,0 7,5 -

Presión sobre el suelo kgf/cm2 1,15 1,15 1,0 1,0 14 10 10 15

(pst) (16,4) (16,4) (14,2) (14,2) (20) (14,3) (14,3) (21,5)

Velocidad de traslación m/min 5,7 5,7 10,0 10,0 6 6 10 6,6

Peso en orden de trabajo t 158 171 386 500 - - - -Tensión de alimentación V 4.160 4.160 4.160 4.160 - - - -Tensión del motor V 480 480 480 4.1601480 - - - -Potencia instalada kVA 400 500 1.100 1.300 - - - -Si diesel, potencia del motor kW 350 - 900 - - - - -

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manual de arranque, carga y transporte en minería a cielo abierto

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