indicaciones metodologicas para la realizaciÓn...
TRANSCRIPT
INDICACIONES METODOLOGICAS PARA LA REALIZACIÓN DEL PROYECTO DEL CURSO SOBRE:
TECNOLOGIA DE LA EXPLOTACIÓN DE MINERALES UTILES A CIELO ABIERTO
ESPECIALIDAD “EXPLOTACIÓN DE YACIMIENTOS MINERALES UTILES”
DR. GALO HUMBERTO SOSA
DR. L. N. KASHPAR
ING. V. D. DOLGUSHIN
ÍNDICE
I P A R T E
1. PROYECTO DE CURSO A CIELO ABIERTO
1.1 Contenido del Proyecto del Curso.
1.2 Trabajos a cielo abierto.
1.3 Secuencia a seguirse en el cumplimiento del Proyecto de curso.
2. ESTRUCTURA Y CONTENIDO DEL PROYECTO DE CURSO
2.1 Características geológicas y minero técnicas generales del yacimiento.
2.2 Delimitación del campo de la cantera y determinación de los parámetros principales de la cantera
2.3 Capacidad de producción mineral para la cantera.
2.4 Período mínimo de existencia de la cantera.
2.5 Calendario de trabajo para la cantera.
2.6 Plazo para la construcción de la cantera.
3. SISTEMA DE EXPLOTACIÓN Y ESTRUCTURA DEL COMPLEJO DE MECANIZACIÓN
3.1 Elección de la estructura del complejo.
3.2 Elección del sistema de explotación.
3.3 Parámetros del sistema de explotación.
3.4 Pérdida y dilución del mineral.
4. ANÁLISIS MINERO-GEOMÉTRICO DEL CAMPO DE LA CANTERA
4.1 Finalidad del análisis minero-geométrico.
4.2 Análisis minero-geométrico del régimen de los trabajos mineros.
4.3 Métodos de análisis minero-geométrico para yacimientos abruptos y sistemas de explotación longitudinales.
4.4 Método de análisis minero-geométrico para yacimientos abruptos y sistemas de explotación transversal.
4.5 Plan calendario.
5. DESTAPE DEL YACIMIENTO Y TRABAJOS MINERO-FUNDAMENTALES
5.1 Finalidad del destape.
5.2 Elección del método de destape.
6. TRABAJOS DE PERFORACIÓN Y VOLADURA
6.1 índice de dificultad de perforación.
6.2 Elección de la maquinaria de perforación.
6.3 Elección de la S.E.
6.4 Determinación de los parámetros para los trabajos de perforación y voladura.
6.5 Método y sucesión de la detonación de calas.
6.6 Pronóstico de la granulometría.
6.7 Elección del método de trozamiento.
6.8 Régimen de perforación.
6.9 Mecanización del cargado de las calas.
6.10 Disposiciones básicas para la voladura.
6.11 Tablas de índices Técnico-económico.
7. TRABAJOS DE ARRANQUE Y CARGADO
7.1 índices de dificultad de excavación.
7.2 Parámetros de explotación.
7.3 Rendimientos de las máquinas.
7.4 Rendimiento de explotación por turno y anual
8. TRANSPORTE
8.1 índices de dificultad del transporte de las rocas.
8.2 Elección del tipo de transporte.
8.3 Cálculo de los parámetros para el transporte.
8.4 Cálculo del rendimiento del Transporte.
8.5 Determinación de la cantidad de maquinaria para transporte
8.6 Determinación de la capacidad de carga y tráfico de las vías.
9. TRABAJOS DE ESCOMBRADO
9.1 Elección del sitio para las escombreras
9.2 Parámetros para las escombreras.
9.3 Rendimiento de la maquinaria de escombrado
10. RECULTIVIZACION DEL TERRITORIO DESTRUIDO POR LOS TRABAJOS MINEROS
10.1 Esquemas de destape y almacenamiento de las capas de suelo productivo.
10.2 Determinación del empleo de los territorios a recultivarse.
10.3 Parámetros minero-técnicos de los escombreras y espacios explotados.
10.4 Cálculo de la maquinaria indispensable.
10.5 Plan-Calendario de los trabajos de recultivización.
PARTE II PARTE ECONÓMICA
11.1 Cálculo de gastos en maquinaria.
11.2 Cálculo de gastos en los trabajos minero-fundamentales
11.3 Cálculo de la planta de trabajadores y fondos para salarios y sueldos.
11.4 Cálculo de materiales, repuestos, ropa especial, etc.
11.5 Cálculo de gastos de energía.
11.6 Cálculo de amortizaciones.
11.7 Cálculo del costo de 1. T de mineral útil y 1 m^3 de estéril.
BIBLIOGRAFÍA
a. Textos sobre diseño.
b. Bibliografía sobre normas.
III P A R T E
FORMULAS Y DEPENDENCIAS PARA LA ELABORACIÓN DE UN PROYECTO DE CURSO.
I PARTE
I. PROYECTO DE CURSO A CIELO ABIERTO
1.1 Contenido del Proyecto del Curso
El Proyecto de curso sobre explotación a cielo abierto de yacimientos de carbón, minerales metálicos y no metálicos se realiza después de dictado el curso sobre "Tecnología de la Explotación de Minerales Útiles" y "Fundamentos sobre Proyectos"
1.2 Trabajos a Cielo Abierto
El proyecto de curso tiene por objeto profundizar, generalizar y afirmar los conocimientos obtenidos por el estudiante durante el tiempo de estudio en la Universidad, enseñarle el hábito de enfocar en forma creadora las soluciones técnicas, empleando para ello ampliamente textos, manuales, normas y reglamentos sobre explotación de yacimientos a cielo abierto. En las soluciones optadas personalmente es indispensable tomar en cuenta los nuevos alcances de la ciencia y la experiencia de avanzada de las mejores canteras y brigadas, trabajo, etc.
La tarea del Proyecto de Curso consiste en la elaboración de todas las partes de un Proyecto de acuerdo con la estructura indicada y su ínter enlace.
En correspondencia con "Las Leyes Fundamentales de la URSS y Unión de Repúblicas sobre las riquezas del subsuelo" aprobadas por el Concejo Superior de la URSS el 9 de Julio de 1975, pág. 22 para un proyecto se plantean las siguientes exigencias básicas: En los Proyectos deben proveerse:
1.- La ubicación de las construcciones en superficie y subterráneas, para la industria minero extractiva en los yacimientos de minerales útiles, debe realizarse de manera que asegure de la forma más racional y efectiva el empleo de las reservas minerales.
2.- Los métodos de destape y sistemas de explotación de los yacimientos minerales y los esquemas tecnológicos de preparación de la materia prima, deben asegurar de la manera más completa, integral y económicamente más ventajosa la extracción de las reservas principales de minerales útiles y de las reservas complementarias, así como también el empleo de los componentes que tienen significado industrial.
3.- El empleo racional de las rocas de destape durante la explotación de yacimientos minerales útiles.
4.- El embodegamiento y resguardo de los minerales útiles explotados en forma acompañante pero temporalmente no empleados, así como también, de las colas (restos) industriales que contienen mineral.
5.- Las medidas que permiten la seguridad de la población, resguardo de la riqueza mineral y otros objetivos que rodean el medio ambiente, edificios y construcciones.
1.3 SECUENCIA A SEGUIRSE EN EL CUMPLIMIENTO DEL PROYECTO DE CURSO
El proyecto de Curso se realiza en base a los cursos "Tecnología de la explotación de minerales útiles y fundamentos para la proyección de industrias mineras", "Trozamiento de las rocas", "Mecánica de rocas", así como también de los conocimientos prácticos obtenidos en las prácticas y materiales colectados en la industria por el estudiante.
La tarea para el proyecto es entregado por la Cátedra de Minas, antes de que el estudiante salga a la práctica y de acuerdo con las condiciones minero técnicas de la mina en la cual pasará la práctica. La elaboración del proyecto debe ser realizado por el estudiante personalmente de acuerdo con el plan calendario (cronograma) establecido.
Cuando se elabora el plan calendario es indispensable tomar en cuenta el significado de cada parte del proyecto y su peso dentro de la estructura general del proyecto.
El texto explicativo en un volumen de 30 a 50 páginas deben ser escritas a mano con tinta y claramente. El texto explicativo debe contener respuestas resumidas a todos los puntos de la instrucción propuesta. El estilo de la exposición debe efectuarse en forma afirmativa, por ejemplo "para el cargado se emplea......"
"la perforación de las colas de realiza".
Cada capítulo del proyecto debe terminar con una tabla de índices principales. Además del texto explicativo debe existir las fórmulas y dependencias de cálculo empleadas y las operaciones matemáticas realizadas con las explicaciones indispensables e indicación de las fuentes que sirven de fundamentación. La parte gráfica se realiza en 3 hojas de dibujo de 576 x 814 mm a lápiz o tinta.
La valoración del Proyecto de Curso se efectúa en base a su defensa frente a una Comisión de dos o tres miembros de la Especialidad. En la valoración del Proyecto debe tomarse en cuenta la calidad de la presentación del texto explicativa y parte gráfica del Proyecto, así como la dedicación del estudiante al trabajo sobre el Proyecto.
2. ESTRUCTURA Y CONTENIDO DEL PROYECTO DE CURSO
La estructura del proyecto se acerca al ordenamiento lógico que se opta para las soluciones técnicas que se elaboran para proyector concretos en la explotación a cielo abierto. El significado relativo de cada capítulo dentro del volumen general del proyecto es el siguiente:
1.- Características geológicas y minero-técnico generales del yacimiento. 5%
2.- Establecimiento de datos para el proyecto.
3.- Sistema de explotación y estructura integral de la mecanización.......... 15%
4.- Análisis minero-geométrico del campo minero.................................... 15%
5.- Destape del yacimiento y trabajos mineros fundamentales.................. 15%
6.- Trabajos de perforación y voladura..................................................... 15%
7.- Trabajos de arranque y cargado.......................................................... 5%
8.- Transporte en la cantera.................................................................... 10%
9.- Trabajos en las escombreras.............................................................. 5%
10.- Recultivización del territorio alterado por los trabajos mineros......... 5%
11.- Parte económica............................................................................... 10%
2.1 Características Geológicas y Minero-Técnicas Generales del Yacimiento
El capítulo se elabora en base a los materiales del informe de prácticas y datos para el proyecto de curso.
En el capítulo se reflejan los siguientes problemas:
a) Forma y profundidad del yacimiento, potencia, buzamiento y estructura del cuerpo, condiciones de orientación del cuerpo mineral, potencia de la cobertura.
b) Características del mineral útil y rocas estériles, composición química y mineralógica, distribución de los diferentes tipos de mineral útil, presencia de inclusiones minerales, posibilidad e indispensabilidad de arranque seleccionado del mineral útil, alteraciones geológicas, corrientes de agua en el yacimiento.
c) Clima de la región, precipitaciones, temperatura media anual y media mensual
d) Propiedades de resistencia de los minerales y rocas estériles.
2.2 Datos para el proyecto.-
Los datos para el proyecto se establecen en base a los trabajos geológicos y de exploración, tomando en cuenta los documentos existentes sobre normas y reglamentos y su ligazón con el subsiguiente proceso de tratamiento del mineral útil.
2.3 Delimitación del campo de la cantera y determinación de los parámetros principales de la cantera. A los parámetros principales pertenecen (Ver fórmulas...):
La profundidad límite de la cantera H.
Dimensiones por el piso Bg y lg.
Ángulos de inclinación de los bordes γp y γn.
Volumen de masa rocosa dentro de los límites de la Cantera VM.R.
Reservas de mineral útil dentro de los límites de la cantera VM.
Límites de la cantera en la superficie Bk y Lk.
El ancho mínimo del fondo de la cantera se determina en base a las condiciones de seguridad para efectuar los trabajos mineros y alcanza 30 -40 m.
La longitud del fondo de la cantera se toma igual a la extensión del yacimiento y no menor a 70 - 100 m.
En caso de una gran extensión del yacimiento por razones técnicas la longitud se toma equivalente a 3 - 4 Km.
La parte de mayor responsabilidad en el proyecto constituye la determinación de los límites de la cantera, o sea, el establecimiento de la profundidad límite para la explotación y los ángulos de talud óptimos para los bordes de la cantera. Cuando se establece la ventaja de la explotación a cielo abierto para los yacimientos tumbados y horizontales (o sea, el establecimiento de la posible profundidad de la cantera), generalmente se compara con el coeficiente límite de destape con el coeficiente medio y en el caso de yacimientos inclinados y abruptos se comparan los coeficientes temporal y límite.
En la explotación de yacimientos inclinados y abruptos la profundidad límite de la cantera determina todos los parámetros principales de la cantera, volumen de trabajos mineros y su tecnología {método de destape y sistema de explotación).
Para condiciones geológico-mineras simples, generalmente en la determinación de la profundidad límite de la cantera se emplean métodos analíticos. Mucho más exacto es el método gráfico y grafo-analítico, así como también el método de las variantes. (2.3).
El coeficiente límite de destape se establece analíticamente (2.3), el coeficiente medio en la determinación del campo de la cantera, el coeficiente temporal en el análisis geométrico-minero (ver ca.4) por esto la profundidad límite de la cantera para yacimientos continuos con buzamiento abrupto e inclinado, generalmente se corrige en el análisis geométrico-minero del campo de la cantera.
Cuando se establece los componentes del coeficiente límite de destape es indispensable tomar en cuenta su variación en el tiempo en vista del progreso técnico en la industria minera, así como también, el aumento de los gastos en el destape con el incremento de la profundidad de la cantera.
Las formas de cálculo de estabilidad de los taludes para las canteras y la metódica dará el establecimiento de los parámetros óptimos para los bordes estables en la cantera están expuestos en "indicaciones metodológicas para la determinación, de ángulos óptimos de bordes inclinados, taludes en bancos y escombreras de canteras en explotación y construcción". VÑIMI, L., 1971, así como también en (3,4,5,6,11,13,29).
En los trabajos de proyección de cálculo de estabilidad esperado para los taludes se basa por lo general en datos reales bastante aproximados y por eso necesito de corrección en el proceso de construcción y explotación de las canteras.
La alteración de la estabilidad de los taludes acarrea como consecuencia el incremento de los volúmenes de destape, gastos improductivos en la reexcavación complementaria, se altera el régimen de los trabajos en las canteras, ocasiona paros y averías en la maquinaria de transporte y produce grandes pérdidas materiales.
2.4 La Capacidad de Producción Mineral para la Cantera la determina el cliente, cuando plantea los datos técnicos para el proyecto y se la establece en base a proyectos tipos y normas existentes (por ejemplo SNip), tomando en cuenta las necesidades del Estado sobre dicho mineral y su ligazón con los subsiguientes procesos de tratamiento de la materia prima mineral (ver fórmulas...).
2.5 El período mínimo de existencia de la cantera se establece tomando en cuenta las reservas industriales y el período de amortización de la maquinaria básica.
2.6 El plazo para la construcción de la cantera se determina en el proyecto de acuerdo con la organización de la construcción o el SNiP III-A.3-66.
3. SISTEMA DE EXPLOTACIÓN Y ESTRUCTURA DEL COMPLEJO DE MECANIZACIÓN
3.1 La elección de la estructura del complejo de mecanización de efectúa en base a las corrientes de carga por separado y dentro de los límites de las zonas tecnológicas de la cantera (extracción o destape corrientes de carga en los niveles inferiores o superiores). El conjunto de maquinaria que constituye la estructura del complejo de mecanización se elige separadamente por Procesos pero en íntima interrelación. La base para la selección de la maquinaria, cuando se conforma la estructura del complejo de mecanización de las canteras, constituyen los siguientes factores:
a) Naturales (resistencia de las rocas, elementos de orientación del cuerpo mineral, topografía de la superficie del campo de la cantera, condiciones climáticas de la región, tipo y finalidad del mineral útil).
b) Técnicos y tecnológicos (capacidad productiva de la cantera por mineral y destape de rocas, régimen de los trabajos mineros, sistemas de explotación optada).
c) Económicos (presencia de fuentes de financiamiento de los gastos básicos y de explotación, existencia de mano de obra libre, distancia de las fuentes de energía y alimentación eléctrica).
d) Ecológicos (exigencias para la defensa del medio ambiente).
La elección de la maquinaria para cumplir con los diferentes procesos tecnológicos del proyecto de curso se realiza en base a las tablas morfológicas elaboradas por nosotros sobre los diferentes procesos de trabajo a cielo abierto y sus formas de efectuarlos (Fig. 1) por zonas tecnológicas o corrientes de carga de la cantera (extracción y destape, rocas peñascosas y sueltas, calidades diferentes de mineral no apto.)
La construcción del gráfico de posibles variantes de estructura del complejo de mecanización en base a la tabla morfológica se realiza en el siguiente orden:
a) En cada granja se anotan y separan los posibles métodos para el cumplimiento de los procesos, al método elegido es preferible ponerle índices como elemento de matriz.
b) Los elementos elegidos en cada granja de la tabla morfológica se unen con líneas, las cuales indican la ligazón tecnológica.
c) El gráfico obtenido se complementa con elementos, los cuales se introducen en correspondencia con las ligazones tecnológicas.
La elección de la maquinaria se realiza de la tabla morfológica de nivel más bajo, las cuales son elaboradas por los estudiantes personalmente. Los principios básicos para la elección de la maquinaria y formación de la estructura del complejo de mecanización son los siguientes:
Interligazón racional y correlación de la maquinaria principal y auxiliar.
Correspondencia de las características de la maquinaria para el transporte minero con los factores naturales
Fundamentación de la reserva de rendimiento de las máquinas o de su cantidad
La elección de la estructura en su variante óptimo se realiza en base a la valoración técnico-económica de las variantes técnicas posibles del gráfico de estructura del complejo de mecanización, bajo una racional combinación cualitativa y correlación numérica de maquinas para el cumplimiento de los trabajos básicos y auxiliares. La comparación de las variantes de estructura se efectúa por los índices de groso-modo de cumplimiento de los procesos de acuerdo con el criterio del mínimo de gastos. El gráfico de posibles variantes de estructura del complejo de mecanización se lo lleva al dibujo; la variante elegida se la hace resaltar o se la muestra en el mismo dibujo aparte.
Una muestra del gráfico de estructura del complejo de mecanización se muestra en el fig. 2 La variante elegida es la destaca mediante líneas gruesas que unen los procesos
3.2 El sistema de explotación se elige tomando en cuenta los siguientes aspectos:
a) Condiciones geológicas de orientación del yacimiento mineral
b) Seguridad para la obtención de la producción de mineral útil planeada para la cantera.
c) Seguridad para la obtención del mineral útil con la calidad planeada
d) Mínima de gastos en los trabajos mineros durante el período proyectado.
Los gastos totales se determinan por los volúmenes de trabajos mineros y los gastos específicos en su cumplimiento. Por esto debe tenderse a realizar el mínimo de trabajos básicos y mineros en el primer período de explotación con el subsiguiente lento aumento del volumen de trabajos de destape. El volumen de trabajos se establece para dos-tres sistemas de explotación posibles técnicamente o para dos-tres variantes de un mismo sistema de explotación pero bajo una investigación del régimen de los trabajos mineros por el método de análisis geométrico del campo de la cantera con construcción y subsiguiente transformación de él en un plan calendario (cronograma) del régimen de los trabajos mineros (3,6,8,24)
El rendimiento de la cantera en destape dentro de un período (etapa) de explotación del campo de la cantera (donación de 7-20 años) debe ser constante. Los gastos específicos en los trabajos mineros se determinan a groso modo para los procesos de producción principales (3, parte IV, cap. II).
3.3 Los parámetros del sistema de explotación se determinan tomando en cuenta las exigencias de las "Reglas de seguridad en la explotación de yacimientos minerales a cielo abierto", "Norma para el diseño técnico" y "Normas y Reglas Constructivas", (Ver fórmulas....)
h Altura del banco en los trabajos de extracción de destape (9, 10). B -W zp Ancho de las plataformas de trabajo y bermas (2,9).
Srz Dimensiones de la zona de trabajo en las labores de extracción y destape (Número de bancos, longitud del frente de trabajos, superficie), (2,3,6,7,11,12,13,23).
Dimensiones de la zona de los trabajos mineros de preparación (trincheras de corte y excavaciones), (3, 11, 12, 13, 23).
Número y dimensiones de los bloques en el banco: en excavación, voladura, perforación (2,3,23,12,13)
Velocidad de avance de la frente de trabajos y ritmo de profundización de los trabajos mineros (3,23,25,29)
Las reservas de mineral útil preparadas para el arranque deben asegurar el volumen de extracción establecido para un periodo no menor de 3 meses, cuando el régimen de los trabajos de destape es anual y no menor de dos meses hasta el inicio de la temporada de los trabajos de destape, cuando el régimen de trabajo es por temporadas al fin de la etapa de los trabajos de destape, las reservas de mineral útil preparadas para el arranque deben constituir un volumen igual a la duración del período de la etapa de parada de la maquinaria de destape más dos meses (3,10,11,12,13,14).
El volumen de rocas voladas, para una excavadora deben asegurar el trabajo de la misma durante 10 días, cuando se emplea transporte en volquetes y durante 15 días, cuando el transporte es en ferrocarriles (2,4,7,12,13).
El ancho de las trincheras de preparación y excavaciones se determina de acuerdo con el método de su franqueo, condiciones de disposición de la maquinaria de arranque, cargado y de transporte (2,47). Zona de trabajo, constituida por el número mínimo posible de bancos de extracción, depende de la longitud de los bloques para las excavadoras.
El número y longitud de los bloques de destape se determinan por las condiciones de disposición de las excavadoras de destape, indispensables para el cumplimiento de los volúmenes de destape planificados en correspondencia con el régimen optado para los trabajos mineros con la finalidad de asegurar la producción exigida de mineral útil en la cantera (2,3,8)
3.4 Las pérdidas y dilución de mineral útil se determina en base a los datos prácticos, material de los manuales o de cálculos especiales (1,2,4,6,8,12,13,14,23)
4. ANÁLISIS MINERO-GEOMÉTRICO DEL CAMPO DE LA CANTERA
4.1 La finalidad, del análisis minero-geométrico del campo de la cantera, constituye el cálculo de las reservas de mineral útil por calidades, volúmenes de destape por horizontes, esclarecimiento de la variación de estos volúmenes de acuerdo con el esquema elegido de destape y sistema de explotación optado, conformación del plan calendario (cronograma) de explotación del campo de la cantera (3,8,23,24,25,27,28)
4.2 El análisis minero-geométrico del régimen de los trabajos mineros comprende el análisis y construcción de los gráficos de distribución de los volúmenes de mineral útil y rocas estériles por etapas de explotación, o sea en
dependencia de la profundidad de la cantera o avance del frente de trabajo: (2,3,6,7,8,23,24,25,26,27,28).
4.3 Cuando el buzamiento es abrupto y los sistemas longitudinales, generalmente se emplean los métodos de análisis geométricos propuestos por el Miembro-Correspondiente a la A.C. URSS V.V. Rzhevski. La investigación del régimen de trabajos mineros de acuerdo con V.V.Rzhevsking constan de las siguientes etapas:
a) Con los perfiles geológicos de dentro del campo de la cantera de trazan horizontales, que corresponden a las cotas de los bancos o descenso anual de los trabajos mineros.
b) En cada horizonte se dibuja el piso de la trinchera de corte y las líneas de los bordes de trabajo de la cantera. El ancho del piso de la trinchera de corte, se determina de acuerdo con el tipo de transporte, método de excavación y dimensiones de la maquinaria de arranque. El ángulo de talud del borde de trabajo y el ancho de las plataformas de trabajo se toman aproximadamente en base a los datos prácticos o datos de los manuales (2,4,6,7,8,23).
El ancho mínimo de la plataforma de trabajo se calcula partiendo de la condición de disposición de la maquinaria minera y de transporte optada, pasaporte de los trabajos de perforación y voladura, líneas del tendido eléctrico, comunicación y señales de tráfico, tomando en cuenta T.S.C. y RTE (2,4,8,9,10,23,25)
c) Se trazan líneas auxiliares que pasan a través de los puntos extremos de los pisos de la trinchera dada y del horizonte inmediato superior.
d) Para cada horizonte, desde el punto de corte de las líneas de los bordes de trabajo con la superficie o con los contornos de los bordes de la cantera se trazan líneas paralelas a las auxiliares hasta cortar las líneas del horizonte en estudio, en el cual se obtienen segmentos que expresan los valores de los volúmenes de la cantera, cuando el descenso es de un metro dentro de los límites del horizonte en estudio.
e) Se construye gráficos para cada perfil geológico en estudio: en el eje de las ordenadas se indica la masa mineral, (el estéril y el mineral útil por calidades), con el eje de las abscisas se indica la profundidad de la cantera.
f) Se construye el gráfico de régimen de los trabajos mineros en la cantera.
g) Por las ordenadas del gráfico se determinan los coeficientes de destape medio y temporal.
h) Comparando el coeficiente límite de destape anteriormente calculado con el coeficiente temporal se establece la profundidad límite de la cantera.
i) Se transforma el gráfico del régimen de los trabajos mineros en plan calendario (cronograma) de explotación,
4.4 Cuando el buzamiento del cuerpo mineral es abrupto y los sistemas de explotación transversales el análisis minero-geométrico se recomienda efectuarlo por el método de A.I. Arventev, cuya esencia es lo siguiente:
a) Se levanta planos en planta para cada horizonte a manera de contornos, trazados con una sola línea (por la arista inferior del horizonte), y empezando por el horizonte inferior.
b) Se ubica la posición de las trincheras que sirven de vías y de las de corte.
c) Se indica el avance del banco superior, tomando en cuenta el ancho mínimo de la plataforma de trabajo. En este caso es posible dos variantes de desarrollo de los trabajos.
____________________________________________________________________
T.S.C. (Técnica de seguridad en canteras) R.T.E. (Reglas técnicas para la explotación)
1.- Con plataforma de trabajo mínimas (profundización)
2.- Explotación de los horizontes en forma sucesiva.
d) Se mide en los perfiles las superficies de mineral útil y estéril, correspondientes al descenso de un banco (variante 1) o al avance anual (Variante 2).
e) Se construye el gráfico del régimen de los trabajos mineros, el cual cuando es indispensable se transforma en plan calendario (Cronograma)
4.5 EL plan calendario constituye la fundamentación técnica del plan (programa) de explotación de mineral útil y arranque de las rocas estériles (destape). El plan calendario es fundamental para todos los cálculos técnicos y económicos posteriores.
5. DESTAPE DEL YACIMIENTO Y TRABAJOS MINERO FUNDAMENTALES
5.1 La finalidad del destape del campo de la cantera constituye la creación de vías de comunicación entre los horizontes de extracción y la superficie. El método de destape (con trincheras, galerías mineras subterráneas sin franqueo de galería, combinado) (2,3,6,8,) se elige tomando en cuenta los siguientes factores:
-Relieve del lugar.
-Ubicación de los sitios para la recepción del mineral útil y rocas estériles.
-Dimensiones de la Cantera en planta y en profundidad.
-Grado de exploración del yacimiento (en la primera etapa se destapa los sectores con reservas de categoría A).
-Forma y elementos de orientación del cuerpo mineral.
-Sistema de explotación optado, tipo de transporte elegido y estructura del complejo de mecanización.
-Magnitud y dirección de las corrientes de carga.
El método de destape optado debe asegurar:
-Alta seguridad de los trabajos en la Cantera.
-Capacidad de carga y tráfico planteados.
-Gastos mínimos en los trabajos mineros fundamentales.
-Mínimos gastos de explotación.
-Plazo mínimo de preparación del campo de la cantera.
5.2 Elección del esquema de destape de los horizontes de trabajo. Para esto es necesario:
-Establecer la fundamentación de los índices para el transporte.
-Determinar los parámetros para las trincheras (ancho por el piso, inclinación longitudinal y ángulo de talud de los bordes).
-Efectuar el trazado de las trincheras principales.
-Calcular los volúmenes de las trincheras principales y de preparación, el volumen de los trabajos minero fundamentales y determinar su costo, (2,4,8,11,13).
-Elegir el método de franqueo de las trincheras. El trazado de las trincheras principales de efectúan de acuerdo al siguiente esquema:
- Se dibuja la cantera en planta con sus límites en la superficie y un corte longitudinal con los contornos límites de los bores.
- En el dibujo en planta se marca los contornos de los bancos (con una línea por la arista inferior del banco).
- En el corte se dibuja las líneas de los horizontes de explotación en correspondencia con las cotas de los bancos o bermas.
- Se marca el eje de la trinchera (interior, exterior o combinada) en el dibujo en planta y en el corte; se dibuja la ubicación de la traza tomando encuentra la inclinación de la trinchera y altura del banco.
- Se determina la longitud básica de la traza.
- Se determina la longitud real de la traza, tomando en cuenta la forma de conección con los horizontes de trabajo y el alargamiento de la traza en los sectores con curvaturas.
- Se determina el coeficiente de alargamiento de la traza.
- Se mide la longitud exacta de la traza en el perfil longitudinal.
- Cuando se diseña el trazado de las trincheras principales es indispensable tomar en cuenta las exigencias siguientes:
- Para el transporte férreo SNiP II D2.62
- Para el autotransporte SNiP D6-72 y 345-347 en (9)
6. TRABAJOS DE PERFORACIÓN Y VOLADURA
6.1 Determinación de los índices de dificultad de perforación y voladura del mineral útil y rocas de recubrimiento.(1)
6.2 Elección del tipo de maquinaria de perforación diámetro de las calas, modelo de los agregados de perforación en dependencia del fracturamiento de las rocas y dificultad de perforación (1,2,4,6,21,31).
6.3 Elección del tipo de S.E. y medios para la voladura
6.4 Determinación de los parámetros para los trabajos de perforación y voladura: gastos específicos de S.E. profundidad de las calas y magnitud de la sobreperforación (pasadura), longitud de la carga de S.E. en la cala, resistencia por el piso, distancia entre calas en las filas y entre filas de calas, cantidad de filas de calas en el bloque y su número total, longitud del bloque a volarse, magnitud de la carga en la cala, gastos específicos recogidos de S.E. (1,2,4,6,8,)
6.5 Método y sucesión de la detonación de láscalas en el bloque, esquema de conexión de la red de calas en el bloque y entre bloques, intervalos de retardo (1,7).
6.6 Pronóstico de la granulometría de la roca volada y obtención de material no condicionado. Se determina las dimensiones del amontonamiento (1).
6.7 Elección del método de trozamiento de los pedazos no condicionados y cálculo del stock (parque) indispensable de máquina y materiales.
6.8 Régimen de perforación, velocidad técnica de perforación, rendimiento de explotación por turno, mensual y anual del agregado de perforación. Cálculo del stock (parque) de maquinaria de perforación (1).
6.9 Mecanización del cargado de calas. Indispensable stock (parque) de máquinas para el cargado.
6.10 Disposiciones básicas para el proyecto de voladura en masa en la cantera (del informe sobre las prácticas).
6.11 Tablas con los índices técnico-económicos de los trabajos de perforación y voladura.
7.- TRABAJOS DE ARRANQUE Y CARGADO
7.1 Indices de dificultad de excavación de las rocas del macizo y de las rocas trituradas.(l).
7.2 Parámetros de las frentes y de las franjas (1,2,4,7)
7.3 Rendimiento técnico de la maquinaria de arranque.
7.4 Cálculo del rendimiento de explotación por turno y anual y del stock necesario de maquinaria para el arranque que se empleará en cada zona tecnológica de la cantera por separado. (1,2).
8. TRANSPORTE
8.1 Indices de dificultad de transporte de las rocas (1).
8.2 Elección del tipo de transporte para la cantera y dimensiones de los medios de transporte (1,2,4,6,7,11,12,13).
8.3 Cálculo de los parámetros del tipo de transporte optado (1,2,4,6,7).
8.4 Cálculo del rendimiento de explotación por turno y anual por unidad de transporte (convoy férreo, volquetes, conveyers, instalación de hidrotransporte).
8.5 Determinación del stock necesario de maquinaria de transporte a emplearse en cada corriente (línea) de carga de la cantera.
8.6 Determinación de la capacidad de carga y de tráfico de las vías y de los puntos de subdivisión de vías, para el transporte automotriz.
9. TRABAJOS DE ESCOMBRADO
9.1 Elección del sitio para la ubicación de las escombreras. Fundamentación del método y mecanización de los trabajos de escombros (1,2,4,6,7).
9.2 Parámetros de la escombrera (dimensiones en planta, altura del banco y altura límite de la escombrera, número de pisos y su capacidad). Esquema tecnológico de la formación la escombrera. (1,2,4,6,7).
9.3. Rendimiento por turno y anual de la maquinaria de escombrado y cantidad necesaria de ella (1,4).
10- RECULTIVACION DEL TERRITORIO DESTRUIDO POR LOS TRABAJOS MINEROS.
10.1 Esquema tecnológico de destape y embodegamiento (amontonamiento) de la capa de suelo productiva en las superficies a destruirse con los trabajos mineros, fundamentación de la mecanización.
10.2 Determinación del empleo de los territorios recultivados (para cultivos, bosques, embalses).
10.3 Parámetros minero-técnicos de las escombreras y espacios explotados:
Forma geométrica óptima y dimensiones en planta.
Planificación de la superficie de la escombrera (pendientes y sus direcciones, distribución de la capa productiva de suelo, etc.)
Esquena y medios para el acostamiento de los taludes.
10.4 Cálculo de stock indispensable de maquinaria.
10.5 Plan calendario (cronograma) de los trabajos de recultivización.
Este capítulo del proyecto de curso se elabora en correspondencia con "Principios básicos sobre la recultivización de los terrenos destruidos por la explotación de yacimientos minerales útiles" (14) y los Gostov 17.5.1.1.01-78; 17.5.1.02.-78;17.5.1.03.-78.
II PARTE
II PARTE ECONÓMICA
El cálculo de los gastos básicos (de inversión) y de explotación de acuerdo con los índices de costos generales (globales) se recomienda realizar por la metódica de Kuznetsov K.K. y otros (33, capítulo III - IV, parágrafo 9). Cuando se compara algunas variantes de esquemas tecnológicos, la elección de la variante óptima se efectúa de acuerdo con el criterio de "gastos"
Z = K.Ei + C
donde K,C = gastos básicos y de explotación respectivamente.
Ei = coeficiente de efectividad del capital de inversión.
Ei = 0,12
(para Ecuador esta dictado por el Estado. En la práctica depende de muchos factores pero en ningún caso es menor a 0,25).
II.l Cálculo de gastos en la adquisición de maquinaria de tipo, dimensiones y en la cantidad necesaria que fue determinada en los cálculos tecnológicos. El costo por unidad de la maquinaria, transporte y montaje se toma de acuerdo con los catálogos de precios o de acuerdo con los datos obtenidos en las prácticas.
II.2 Cálculo de gastos en los trabajos minero-básicos (fundamentales) y de construcción. Fundamentación de los índices optados para las unidades de volúmenes de los trabajos a realizarse (1 km. de vía, lm3 de edificación, etc).
II.3 Cálculo de la planta de trabajadores y del fondo para salarios y sueldos. En estos cálculos es indispensable tomar en cuenta los datos obtenidos en las prácticas industriales, normas de trabajo, coeficiente tarifarios (Coeficiente de sobrepago), y sueldos básicos por cargos.
II.4 Las necesidades de material se determinan en base a los gastos normados. Es indispensable, así mismo determinar los gastos en piezas de repuesto, materiales fungibles, ropa especial de trabajo.
II.5 Gastos de electroenergía y gastos en correspondencia con la potencia de la planta eléctrica, régimen de trabajo.
II.6 El cálculo de las amortizaciones se efectúa de acuerdo con normas establecidas por GOSPLAN URSS.
Las normas de amortización para la maquinaria minera de transporte se puede ver el "Pequeño Manual de Trabajos a Cielo Abierto" de Melñikov N.U.
II.7 Cálculos de costos de 1T de mineral útil y 1 m3 de destape (estéril) por rubros de gastos.
III PARTE
FORMULAS Y DEPENDENCIAS DE CALCULO PARA LA ELABORACIÓN DE UN
PROYECTO DE CURSO
2.2 Profundidad de la cantera por la fórmula de L.D. Sheviakov y P.P. Gorodetskiy:
Donde:
Ce = Costo de la extracción de 1T de mineral rico por método subterráneo, rub/T.
Co = Costo de la extracción propia de 1T de mineral
pobre por el método a cielo abierto, rub/T
Cd = Costo de la explotación de 1 m3 de roca estéril rub/m3
Ke = Coeficiente de extracción del mineral útil.
M = Potencia de cuerpo mineral.
R = Ángulo de talud del borde en receso de la cantera, grad
r = Ángulo de talud del borde de trabajo de la cantera, grad.
Cs = Costo de la extracción de Im 3 de sobrecarga rub/m3
hs = Potencia de la sobrecarga, m.
hb =Altura del banco.
El coeficiente límite de destape, en la explotación de cuarcitas y su subsiguiente explotación, se puede determinar con la expresión:
TmKeCb
CtrCoCekeKl /;
)( 3
Donde:
kl * Coeficiente límite de destape.
)(5.0 mh
Cd
Cshs
ctgctg
KeM
Cd
CoCeH b
rR
Ctr * Costo de tratamiento de 1 t de mineral, rub/T
2.2 El ángulo de liquidación del borde de la cantera se determina por la fórmula de M.A. Rezinikow.
Donde
H = Profundidad de la cantera.
= Peso volumétrico de las rocas.
= Ángulo de rozamiento interno.
C Coeficiente de cohesión de las rocas.
En base a las características minero-geológicas de las rocas del yacimiento y cantidad de bermas de transporte (N-)-) y de resguardo (Nr)
Donde:
h = Altura del banco.
H = Profundidad de la cantera.
β = Ángulo estable de talud del banco,
bt y br = Ancho de las bermas de transporte y resguardo.
“Gipropruda" recomienda para cálculos aproximados emplear las tablas de ángulos de talud para bordes de canteras, siguientes (Tabla 1 y Tabla 2).
2.3 Para la determinación de la potencia productiva de la cantera se puede emplear las recomendaciones del MGI, elaborados bajo la dirección del miembro - correspondiente de la AC - de la URSS, V.V. Rzhevskig (25) página 165 – 168
grados
Htgc
H,
245.2
arctan
rrtt bNbNhtg
H
ÁNGULOS DE TALUD (grados) PARA BORDES DE CANTERA
Tabla No. 1
Rocas Coeficiente de Resistencia
ÁNGULOS DE TALUDES PARA BORDES DE CANTERA CON PROFUNDIDAD (m)
hasta 90 hastalSO hasta 240 hasta 300
En alto grado resistentes y muy resistentes
15 - 20 60 - 68 57 - 65 53 -60 48 - 54
Resistentes y bastante resistentes.
Ago-14 50 - 60
48 - 57 45 - 53 42 - 48
De resistencia media
03-Jul 45 - 50
41 - 48 39 - 45 36 - 43
Suficientemente suaves y suaves
01-Feb 30 - 43
28 - 41 26 - 39 24 - 36
Suaves y terrosas.
0.6 - 0.8 21 - 30
20 - 28 _ _
El ángulo de Talud (en grados) del banco depende de la altura del banco y estado
de los trabajos:
ÁNGULO DE TALUD PARA BANCOS EN TRABAJO Y EN RECESO
Tabla No. 2
ROCAS ÁNGULO DE TALUD PARA BANGOS DE TRABAJO CON ALTURA DE (m)
ÁNGULO DE TALUD PARA BANCOS. EN RECESO CON ALTURA DE (m) 1
05-12 15 - 25 05-12 15 - 25
Arcillas aceitosas limoarcillosas, grava, arena, loes, -suelo vegetal.
40 - 50 32 - 45 30 - 40 25 - 35
Arcilla pesada, limoarcilla pesada, arcilla esquistosa grava gruesa, explotable sin perforación ni voladura
45 - 65 45 - 60 40 - 55 40 - 50
Iden explotable con perforación y voladura. 55 - 65 58 - 60 40 - 55 40 - 50
Areniscas comunes, esquistos arcillosos resistentes, calizas resistentes, margas . . compactas, minerales de hierro, conglomerados finos.
65 - 75 60 - 70 60 - 65 55 - 60
Rocas graníticas v granitos altamente resistentes areniscas y calizas filones minerales de cuarzo, piritas, mármoles y dolo mitas resistentes
75 - 80 75 - 80 70 - 75 70 - 75
Cuarcitas, basal tos, granitos, rocas cuarcíferas areniscas resistentes y calizas
hasta 90 hasta 90 80 - 85 75 - 80
PARÁMETROS DE CANTERAS TIPOS PARA CARBÓN
Tabla No. 3
PARÁMETROS
Inclinados y abruptos Horizontales y tumbados
hasta 90° hasta 70°
Con rocas estériles suaves y semipeñascosas.
Con rocas estériles suaves.
Profundidad de la cantera M. 150 150 100 40
Longitud de la cantera por la parte superior. 5.000 8.000 7.000 5.000
Ancho de la cantera por la parte superior. 2.000 1.500 2.000 1.500
Reservas de carbón Mili, de T. 300 2.000 2.500 150
Potencia productiva mili T/año. 8 40 50 6
Potencia productiva de estéril mili. T/año 50 80 150 30
Tipo de transporte FF; AUT. T. combinado.
F.F. F.F. Trasbordo de las rocas de destape.
Distancia del transporte fuera de la cantera: para el carbón. Para las rocas estériles.
1-2 2 1-2 2
4 5 5 -
Tiempo de existencia de la cantera, años
35-40 50 - 55 50 - 60 25 - 30
PARÁMETROS DE CANTERAS TIPOS DE MINERALES DE HIERRO
Tabla No. 4
P AR AM ETROS
Yacimiento abrupto potentes Yacimientos horizontales con rocas efe cobertura suaves
Con rocas de coberturas peñascosas
Con rocas de cobertura suave.
Mineral de hierro.
Manganeso
Profundidad de la Cantera, M...
150 - 200 250 - 350 70 60
Longitud de la Cantera por la parte superior, M….
3000 4000 3000 3000
Ancho de la Cantera por la parte inferior, M......
2000 2000 3000 3000
- Reserva mineral, Mili T......
1000 no limit 200 60
- Potencia productiva de mineral MilL T/año
30 35 10 2
- Potencia productiva de estéril, Mili. T/año
45 35 100 25
- Tiempo de existencia de la Cantera, año.
35 no determim 20 30
- Tipo de transporte combinado combinado F.F. Puentes transbordadores.
- Distancia de transporte fuera de la cantera
Para el mineral, Km 2 2-3 3 4
Para el estéril, Km. 1,5 - 2,6 5-6 4-5 5-7
PARÁMETROS DE CANTERAS TIPOS DE MATERIALES NO FERROSOS
Tabla No. 5
PARÁMETROS
Yacimientos inclinados y abruptos en rocas peñascosas Yacimientos horizontales y
tumbados con; rocas suaves Alargados en extensión
stokbers
Profundidad de la Cantera, M. 300 350 100
Longitud de la cantera por la parte superior
4.500 1.000 5.000
Ancho de la cantera por la parte superior.
650 700 2.000
Reservas de mineral Mili T/año
250 150 1.000
Potencia productiva de mineral T/año
10 6 25
Potencia productiva en estéril Mili M3/año
25 75 65
Tiempo de existencia de la cantera, años.
25 15 40
Tipo de Transporte. Combinado Combinado conveyers
Distancia de transporte fuera de la Cantera Kín.... Para el mineral Para el estéril
1,5 4-5 1,5 2-3 2,5 3-4
PARAMETROS DE CANTERAS TIPOS PARA MATERIALES
MINEROQUIMICOS
Tabla Nº 6
PARAMETROS
YACIMIENTOS
Inclinados y Abruptos
Alargados en extensión
Horizontales
Profundidad de la Cantera, 250 200 80
M....
Longitud de la cantera por las partes superiores, M...
4.0(10 10.000 5000
Ancho de la cantera por la
parte superior, M... 1.000 800 5.000
Reservas minerales Mili.
T. 600 500 300
Potencia productiva de mineral, mili T/año.
18 10 8
Potencia productiva estéril Mili M3/año
50 30 25
Tiempo de existencia años. 50 50 50
Tipo de transporte. Automotor Conveyers Conveyers
Distancia de transporte fuera
de la cantera, Km.:
Para el mineral
Para el estéril
20 10 -
2 2 3
PARÁMETROS DE CANTERA TIPOS EN LA INDUSTRIA DEL CEMENTO
Tabla No. 7
PARÁMETROS YACIMIENTOS EN VALLES CALIZAS EN
MONTAÑA CALIZAS TIZA (CRETA)
Profundidad de la cantera, M 80 60 . 250
Longitud de la cantera, M.. 2.000 2.000 800
Ancho de la cantera, por la parte superior, M...
1.000, 1.800 500
Reservas mili. T. 200 320 200
Potencia productiva en estéril. mili. Ton/año
0,8 0,8 0,25
Tiempo de existencia de la cantera, años. 40 40 40
Tipo de transporte Convey-Auto. Hidraúl. Autot.
Distancia de transporte fuera de la cantera, Km.
3-4 2-3 4-5
Potencia productiva en mineral, mili Ton/año.
2,5 4 2,5
PARÁMETROS DE CANTERAS TIPOS PARA MATERIALES DE CONSTRUCCIÓN
Tabla No. 8
PARÁMETROS
YACIMIENTOS CALCÁREOS
YACIMIENTOS DE GRANITO
YACIMIENTOS DE ARENAS Y GRAVAS
De pequeña potencia
De gran potencia
De pequeña potencia
de gran potencia
de pequeña potencia
de gran potencia
Potencia de la cantera, m…. 25 60 25 80 25 50
Longitud de la cantera por la parte superior, M.
1.000 1.000 1.000 1.000 1.000 1.000
Ancho de la cantera por la parte superior M....
500 1.000 500 1.000 500 1.000
Reservas, mili. Ton. 18 100 24 200 18 100
Potencia productiva mili. Ton/año.
0,6 2 0,8 4 0,6 2,8
Potencia productiva destape, mili, m /año
0,1 0,2 0,06 0,4 0,1 0,3
Tiempo de existencia de la cantera, años
30 50 30 50 30 50
Tipo de transporte Autot. convey. Autot. Autot. Autot. Convey
Distancia de transporte fuera de la cantera. Km
1,5 2,5 1,5 3 1,5 3
2.5 El tiempo de construcción se determina por el SNiP - 1966 (ch. sh, parágrafo A)
(4), pág. 388.
Tabla No. 9
Denominación del proceso.
Característica Geológica
CARACTERÍSTICA O TIPO DE MECANIZACIÓN PARA EL CUMPLIMIENTO DEL PROCESO
Preparación de las rocas para el arranque
Índice (P) de dificultad por perforabilidad Etalón de gasto SE.
Drenaje: a través de pozos bombas, drenaje abierto.
Descongelamiento Hundimiento dirigido
Trozamiento mecánico
Perforación: Tricórnea, térmica, taladros golpeteo
Voladuras: Por filas, (uno) filas múltiples
Trabajos de arranque y cargado.
índice de dificultad de excavación. (Pe).
Pala mecánica para cantera.
Pala mecánica jara destape.
Excavadora de rotor (cucharones múltiples)
Dragalina buldózer, Greifer, ruter
Grúa de cables.
Transporte índice de dificultad del transporte
F.F. Autot. Conveyers Hidráulico combinado Puentes transbordadores, escombrotransbordadores de brazo
Escombramiento
Con dragalinas con buldózer Excavadores de palas múltiples
Escombro-formadoras. (Transbordadores).
Hidráulico Con palas mecánicas
3.3 Altura del banco:
mhexHb max,.
Para rocas voladas
mHexHb max,.5,1
Tomando en cuenta las condiciones de los trabajos de voladura para la detonación por filas (de una en una):
m
WKsen
sensennxH
T
,.Re1,2
Para la detonación de filas múltiples:
m
WKsen
sensennxH
p
,,Re1,2
Donde:
Hb, H = altura del banco.
Hex.max = Altura máxima de excavación de la excavadora, M.
Rex.n = Radio de excavación desde el nivel de estacionamiento de la excavadora, m.
α = Ángulo de talud del banco, grados.
β = Ángulo de talud del amontonamiento, grados.
pK = Coeficiente- de esponjamiento.
W = Resistencia por el piso.
W1 = Distancia entre filas de calas, metros.
WWm 1 = Coeficiente de acercamiento entre calas.
n = Cantidad de filas de calas.
El ancho mínimo de la plataforma de trabajo se puede tomar de acuerdo a los proyectos tipos,
Bpt = B + b + O
B = X + C2 + A + C1 + P.
ctgctghb
Donde:
Bpt = Ancho de la plataforma de trabajo, metros.
B = Ancho mínimo de la plataforma de trabajo, metros.
b = Ancho del prisma de deslizamiento (ancho de la berma de seguridad).
h = Altura del banco (metros)
x = Ancho del amontonamiento después de la voladura, metros.
O = Ancho de la zona de reserva.
C1 = Distancia entre la línea de tendido eléctrico y la vía de comunicaciones.
C2 = Distancia entre la arista inferior del amontonamiento y el eje de la vía principal.
A = Distancia entre el eje de la vía principal de transporte y la línea del tendido eléctrico.
P =Distancia entre el eje de la línea de comunicaciones y la arista del prisma de deslizamiento.
γ = Ángulo de talud estable, grados.
α = Ángulo de talud del bando, grados.
Fig. No. 3 Elementos de una plataforma de trabajo
DIMENSIONES TÍPICAS DE LAS PLATAFORMAS
Y SUS ELEMENTOS.
Tabla No. 10
Exc
avad
ora
Alt
ura
del
Ban
co
An
cho
de
la f
ran
ja e
n e
l m
aciz
o
An
cho
del
am
on
ton
amie
nto
DISTANCIA DESDE EL EJE DE
LA VÍA F.F. HASTA:
Faj
a p
ara
las
dis
posi
ció
n
de
la
maq
uin
aria
co
mp
lem
enta
ria
An
cho
m
ínim
o
de
la
pla
tafo
rma
de
trab
ajo
EL EXTREMO DEL AMONTOMANIENTO
LA FAJA PARA LA MAQUINARIA COMPLEMENTARÍA
EKG_2
EKG-3,2
EKG-5
EKG-8
EKG-12,5
EKO20
12,5
14,5
16,5
19,0
23,5
27,0
10
13
17
18
22
26
24.8
28,2
36,0
40,6
47,2
58,5
2.5
2.5
2,5
2,5
2,5
2,5
2,5/4,5
2,5/4,5
2,5/5
2,5/5,5
2,5/6,0
2,5/
6
6
6
6
6
6
45,8/47,8
52,2/54,2
64,0/67,5
69,6/72,6
80,2/83,7
95, 5/
En la tabla en el numerador se da el valor para la tracción de locomotoras de vapor y del denominador para las locomotoras eléctricas.
El número de bloques paneles que se pueden disponer en la zona de trabajo de dimensiones dadas es:
KefKoS
SNb
b
zt
Donde:
ztS = Superficie horizontal de la proyección de la zona de trabajo, m2.
bS = Superficie horizontal de la proyección del bloque que se necesita para una
excavadora en trabajo, m.2.
Ko = Coeficiente que toma en cuenta la presencia de los taludes de los bancos en
las plataformas. Szt (Ko = 0,85-0,93).
F = Coeficiente que toma en cuenta la existencia de bloques en reserva (en receso), f = 0,75 - 0,8.
Ke = Coeficiente de empleo de la zona de trabajo que se determina en correspondencia con el frente de trabajo del banco y la longitud del bloque Lb (Ke = 0,7 - 0.9) Avance horizontal del banco (27)
mctgctghBl
mctgctghvtL
,
,
Donde:
v = velocidad de avance de los bancos en dirección horizontal, metros/año.
t = Duración (plazo ) de la preparación del nuevo horizonte, años.
h = Altura del banco, metros.
B = Ancho de las plataformas de trabajo, metros.
ρ = Ángulo de talud de trabajo del borde de la cantera, grados.
α =Ángulo de talud del banco de trabajo, grados. β =Ángulo de la dirección de la profundización, grados.
Longitud mínima del bloque para la excavadora (4) pág. 59.
LONGITUD MÍNIMA DE LOS BLOQUES PARA EXCAVADORAS DE UN CUCHARON Y TRANSPORTE FÉRREO
Tabla No. 11
Excavadora
Producción
Miles M3/ ano
Ancho de
la franja en el macizo
Atara del banco, M.
LONGITUD MÍNIMA (M), POR CONDICIONES DE:
Servicio de transporte
trabajos de perforación
Mantenimiento y traslado de las vías férreas.
EKG-4
EKG-8
EKG-4
600
900
800
14,5
20,0
14,5
10
12
15
15
18
20
10
12
15
350
500
350
800
660
525
585
490
435
700
585
470
400
370
290
325
270
240
590
450
390
EKG-8
EKG-4
EKG-Si
EKO-12,5
EKG-4
EKG-8Í
1.300
1.500
2.200
1.500
2.800
20,0
14,5
20,0
20
13,0
17,5
15
18
20
10
12
15
15
18
10 13
500
350
500
350 500
560
470
420
715
600
475
660
565
500
_______
_____ __
470
390
350
810
710
565
800
660
600
1.200
1.350
Ritmo anual de profundización de los trabajos en la explotación de cuerpos inclinados (por sistema de explotación por un borde)
metros
ctgctghBbbL
QY
pttTCb
AE
A ,5,1
..
En la explotación de cuerpos abruptos por el sistema de dos bordes:
metros
ctgctghBbL
QY
ptTCb
AE
A ,22
` ..
bL Longitud del bloque para la excavadora, metros.
TCb Ancho de la trinchera de corte por el piso, metros.
tb Ancho de la berma de transporte, metros.
h Altura del banco, metros.
ptB Ancho de la plataforma de trabajo, metros
..AEQ Rendimiento medio anual de la excavadora en los trabajos
de franqueo M3/año
α Ángulo de talud del borde de trabajo de la cantera
β Ángulo de talud del borde en receso de la cantera, grados.
3.4 Coeficiente de pérdidas
.Qg
QeQgKp
Donde:
Qg = Reservas geológicas.
Qe = Reservas extraídas.
El coeficiente de extracción de las reservas se determina con la expresión:
Ke = 1 - Kp
Las pérdidas se determinan, con la expresión:
Δ3 = 3,5 + 0,5 h,%
Donde:
h = Altura del banco, metros.
La dilución se determina por la expresión:
R = 8 + 0,5 h %
5.1 El método de destape se elige en base a la comparación y ligazón de las características minera geológicas y el sistema de explotación optado. El trazado de las trincheras paras las comunicaciones de transporte se elige en dependencia del tipo de transporte se elige en dependencia del tipo de transporte optado.
El volumen de las galerías de destape, se calcula en correspondencia con el relieve del sitio, maquinaria minera y de transporte a emplearse y la tecnología optada para efectuar los trabajos de franqueo.
Tiempo de duración del franqueo de una trinchera inclinada:
añosPaeKc
hctgBthLT it
it ,..
)33.05.0(...
Tiempo de duración del franqueo de una galería de preparación:
añosPaeKc
hctgBthLT
pt
pt ,..
)(.
..
Tiempo para el ensanchamiento de la galería de preparación después de su franqueo.
años
i
hctgBLbLtp
mKc
ctgctghL
Pae
hTe
tppt,
)(.
Donde:
ptL . y itL . = Longitud de las trincheras de preparación e inclinada.
Lb = Longitud del bloque, metros.
h = Altura del banco, metros.
Btp = Ancho de la trinchera de preparación.
,, = Ángulos de los taludes del banco y de los bordes de trabajo y
en receso, grados.
I = Gradiente de la trinchera.
m = Número de excavadoras en la frente.
Kc = Coeficiente de disminución de rendimiento de la excavadora.
Pae = Rendimiento técnico anual de la excavadora, M^3/año.
Se determina de acuerdo con el tipo de cantidad de carga optada (2), pág. 102 - 104 y se calcula la magnitud de la cantidad de carga para cada trinchera o sistema de trincheras, su capacidad de carga y capacidad de tráfico.
La capacidad de tráfico de las vias férreas se determina por la expresión:
trenesdeparestvctcg
TN ,
2
60
Donde:
T =Tiempo de trabajo del transporte por día (18-22 horas por días; 6-7 horas por turno).
tcg – tvc =Tiempo de recorrido de los convoyes cargados y vacíos respectivamente, km/horas.
Tcg = L/Vcg ; tvc = L/VVC, horas.
L = Longitud del tramo de la vía, metros
VVg - VVC =Velocidad del convoy cargado y vacío respectivamente, km/hora
τ =Tiempo para la comunicación
τ =0,05 - 0.08 horas para comunicación por teléfono (3-5min)
τ = 0.017 - 0,03 horas para comunicación semiautomática, (1-2min)
τ = 0 - para automática (bloqueado automático)
Capacidad de tráfico de las autovías.
horacarrosKiS
VnN /,
1000
V = Velocidad del carro, km/hora.
n = Número de carriles en la vía
S = Distancia de visibilidad
Ki = Coeficiente de irregularidad el desplazamiento de los carros (Ki = 0,5 - 0,8)
S = a + lc + tdV + Lf
Donde:
a = Distancia entre carros, cuando se detienen, metros
lc = Longitud del carro, metros.
td = Tiempo de reacción del chofer (0,5 . 1 seg)
Lf = Longitud de frenado, metros.
Para las condiciones de canteras, cuando ellas son comunes, se puede tomar
S = 50 metros.
La capacidad de carga se calcula con la expresión:
M=Nnq , ton
Donde:
N = Capacidad de tráfico, trenes de vapor (carros)/hora
n = Cantidad de vagones en el tren.
q = Capacidad de carga de vagón (carro), ton.
Longitud de la cantera por su parte superior, y por el fondo y la profundidad se determinan partiendo de los datos del análisis geométrico del régimen de los trabajos, número y ángulos de liquidación de los bordes.
6.1 índice de dificultad de perforación Pp(l), pág
Pp = 0,007 (τ cp + τ c.r.) + 0,7 γ
índice de perforación térmica
kalcmKplCrt
EPpt /,
...
3
Temperatura de trozamiento ( en la termoperforación)
E
upcTp
)1(.5.1
Donde:
rcrtTcp .. Resistencia límite a la compresión, tracción y corte.
τ = Peso volumétrico de las rocas kgf/dm^
C = Capacidad térmica cúbica de las rocas, kal (cm3.c0) u = Coeficiente de poisson
Β = Coeficiente de ensanchamiento térmico lineal de las rocas l/c0
E = Módulo de Young, kgf/cm^2
Kpl = Coeficiente de plasticidad de las rocas.
6.2
La elección del tipo de maquinaria de perforación se efectúa en base a las recomendaciones del campo de empleo por el índice de dificultad de perforación (1) pág. 57-58 y tablas (2) pág. 153-155.
CAMPO DE EMPLEO DE LA MAQUINARIA DE PERFORACIÓN
INDICES TIPO DE MAQUINARIA DE PERFORACIÓN
1÷2
1÷5
5÷16
5÷20
10÷20
16÷25
10÷15
Perforación rotativa
Perforación con taladro
Perforación triconica
Perforación percurotariva
Perforación por percusión
Perforación térmica
COMBINACIONES RACIONALES DE MODELOS-PALA MECÁNICA Y AGREGADOS DE PERFORACIÓN
Tabla No. 14
Clases de rocas por la perforabilidad Pp y volabilidad.
Modelo de pala mecánica
Modelo de Agregado de perforación
Diámetro de las calas.
I Clase por perforabilidad
EKG-3.2 EKG-4.6
SBR - 160 SBR - 160
160 160
I – II Clase por volabilidad
EKG-8Í
EKG-12,5
SBR - 200
SBR-
200
250
II Clase por perforabilidad.
I - II Clase por volabilidad
EKG-3,2
EKG-4,6
EKG-8,i
EKG-12,5
2S Bsh - 200
2SBsh - 200
2SBsh - 200
2S Bsh - 250 MP
214
214
250
290
III Clase por perforabilidad
II - III Clase
por volabilidad
EKG-3,2
EKG-4,6
EKG-8i
EKG- 12,5
2SBsh - 200
S Bsh - 250 MP
S Bsh - 400
S Bsh - 320
214
250
290
320
AGREGADOS DE PERFORACIÓN Y CAMPO DE EMPLEO
Tabla No. 15
Tipo de perforación
Modelo de Agregado de perforación
Diámetro de las calas
índice de perforabilidad
Posible tipo de máquina carga dora.
TR
ICO
NIC
A
2S Bsh - 200
214
6-12
EKG E = 3/5 M3 cucharon cargador
E = 4 - 8
SBsh-250MP 243 – 269 8-14 EKG E = 5 - 8 M3
SBsh -320 320 10 - 16 E K G - E = 12-16 M3
CON TALADRO
SBR - 125 125 1 - 3 EKG - E =3 M3
SBR - 160 160 1-6 EKG - E = 3/5 M3
E = 4/8 M3
PERCU SION NEUMA TICA
SBU- 125 105 – 125 6-15 ES E = 3
SBU-200 200 10 - 25 ERG. E = 4 - 6 M3
SBU-160 155 10 - 25 ERG. E = 2 - 4 M3 Cucharón de la cargadora. E = 4 -6 M3
TÉRMICA
SBO – 2
SBO - 5
180 – 220
10 - 25
EKG. E = 4/8 M3
El diámetro de las calas en forma aproximada puede ser determinado por:
de = 9,7 E + 112,Omm cuando Pp 5 y 10 q 30 gr/M3
de = 13 E + 116,Omm cuando Pp 10 y 20 q 30gr/M3
de = 17 E + 122,0mm cuando Pp 15 y 20 q 30 gr/M3
6.3 La elección del tipo de S.E. se realiza partiendo del grado de acuosidad del yacimiento y tomando en cuenta la indispensable mecanización del cargado y alcance del máximo posible de concentración volumétrica de energía en la carga que se determina por el volumen de trabajos de perforación (7) pág. 415 I Pág. 86 - 91
CARACTERÍSTICAS DE LAS S.E. PARA LOS TRABAJOS A CIELO ABIERTO
Tabla No. 16
TIPO DE S.E.
ESTADO
Cantidad calor desprendido en la voladura
k kal/kg
volumen de gases
L/kg
Trabajo total ideal
Densidad Kg/dtm3
Energía volumétrico ka/kg
Capacidad de trabajo cm 3̂
Coeficiente de trans-formación KSE
PRECIO
Rub/T
Rub/
TOTAL
MENTE ES
TABLES
EN EL
AGUA
Aliumotol Granulotol
Granulado
ii
1.260 0.925
875 1.045
1.020 0,710
1.00 1,00
1.020 0,710
420-440 285-295
0,83 1,20
485 317
0,48 0,45
ESTABLES
EN EL
AGUA
Akvatol AVM
Fluyente en cartuchos
1.140
835
0.890
1,40
1.250
440-480
0,95
370
0,42
Akvatol 65/35 Ifzaniti
40:20:0:40/20°
40:20:0:40/60
50:0 :15::35/20º
35:15:15:35/20° 35: 0:30:35/20°
Fluyente
Fluyente
“ dura
Fluyente
Fluyente
Fluyente
1.255
0.794
0.905
1.243
1.438
1.670
1.090
0.952
0.675
0.760
0.926
1.090
1.180
1,35
1,36
1,50
1,56
1.53
1.66
1.290
0.920
1,40
1,45
1,67
1,96
330-350
1,10
1,20
1,10
1.10
1.10
1.10
380
153
174
201
241
304
040
0.22
0.23
0.22
0.26
0.26
ES
TABLES TE
MPORALM ENTE
Ammonita63/hv Ammonal
polvo polvo
1.030
1.180
895
845
0.850
0.940
0.90
0.90
0.765 0.845
360-380 400-430
1.00
0.90
170
200
0.20
0.21
NO ES
TABLES
Granulita en:
Grano 79/21 Granulita en:
granulado
1.030
895
0.850
0.90
0.765
360-370
1.00
165
0.19
grano 30/70 Igdanit
granulado granulado
0.870
0.904
1070
910
0.745
0.755
0.90
0.90
0.670 0.680
330-340 320-330
1.26
1.13
293
75
0.39
0.10
CARACTERÍSTICAS DE LAS S.E. QUE SE EMPLEAN EN LOS TRABAJOS A CIELO ABIERTO
(Complementaria) Tabla No. 16
TipodeS.E. ESTADO
Cantidad
de calor en la voladura
K kal/kg
Volumen
de gases
1/kg
Densidad
gr/cm3
trabajo total ideal
Energía
Vol.métri-
K kal/kg
Capacidad
(Fuerza)
de trabajo
cm3
Diámetro
crítico de
de la caiga
Libre mm
Coeficiente
de transformación
KSE
Observaciones
Granogranulita
30/70
Granogranulita
79/21
Igdanit (ANFO)
Ifsanit T-20
Ifsanit T-60
Ifsanit T-80
Karbatol 15T
Karbatol GL-10 V
AMMONAL estable en el agua
AMMONAL PENASCOSO No. 3
AMMONTTA PEÑASCOSA No. 1
AMMONTTA
No. 6 ZHC
Granulado
Granulado
Granulado
en polvo
821
1.030
900-920
840
925
943
704
1300
1.070
895
980- 990
937
920
913
946
780
0,85-0,9
0.9 -1,0
0,8 -0,9
1,3-1,4
1,4-1,5
1,45-1,50
1,55-1,60
1,57-1,64
0,95-1,1
1,0-1,1
1,4-1,58
1,0-1,2
330-340
360-370
320-330
.-.
.-.
.-».
320-350
450-470
RENOS
400-430
450-470
450-480
360-380
40-60
40-60
100-120
100-120
100-120
100-120
-150
-200
12-14
8-10
6-7
10-13
1,26
1,00
1.13
1,20
1,10
1,08
1,42
0,7
0,90
0,80
0,80
1,0
S.E. tipo con
KSE=T
1180
1360
1292
1030
845
810
830
895
Grammonal A_B
1285
860
0,85-0,9
420-440
30-40
0,8
Deonit M
1382
832
1,0-1,2
450-580
8-10
0,82
Dinaftalkt
975
920
1,0-1,15
320-350 13-14
1,08
S.E. de empleo limitado en calas y barrenos
TIPO DE S.E. ESTADO
Cantidad de calor en la voladura K.Kal/K
volumen de gases 1/kg
Densidad gr/cm3
Trabajo total ideal
Energía volumétrica kKal/kg
Capacidad (Fuerza) de trabajo Cm3
Diámetro crítico de la carga libre , mm
Coeficiente de transformación
Observaciones
Akvatol 65/35
Fluyente
920
1.090
1,35-1,45
0,952
1.290
330-350
100-150
1,10
Akvatol M-15
1470
990
1,35-1,40
465-480
100-150
0,76
Akvatol AV
830
970
1,35-1,55
330-350
90-100
1,20
Akvatol AVM
Fluyente
en cartucho
1140
835
1,40-1,45
440-480
100-120
0,95
Akvatol MG
1205
660
1,40-1,45
440-430
100-120
0,93
Aliumotol
Granulado
1260
875
0,95-1,0
420-440
5-10
0,83
Grammonal AI
45
1365
908
0,90-0,95
440-460
60-80(con relleno de agua)
0,79
Grammonal A
50
946
1.050
0,9 -1,0
320-340
80-100
1,08
(con relleno de agua
Granulottol
Granulado
825
1.045
0,95
285-295
5-10
1,20
envoltura
resistente
con relleno
Granuliti As-8 Granuliti AS-8V Granuliti A - 4 Granuliti AS-4V Granuliti M Granogranulita 50/50-V Granogranulita 30/7 0-V
1.242 1.080 920 880 821
847 907 980 810 1.070
0,87-0,92 0,8 -0,85 0,93-0,95 0,90-0,95 0,90-0,95
410-430 390-410 320-330 340-350 330-340
de agua) 70-100 70-100 70-100 40-50 40-60
0,89 0,98 1.13 1,01 1,26
SUBSTANCIAS EXPLOSIVAS (S.E.) BASICAS PARA CARGAS EN CALAS
(PERÚ)
TIPOS Y PROPIEDADES DE LOS EXPLOSIVOS EXSA
Tabla No. 16 (complementaria)
GRUPO Nombre Comercial
Potencia
por peso Trautzl
Brisance Ress(Poder rompedor
Velocidad
Mts/seg. Dautriche
Resistencia al agua
Categoría de humos
Densidad
Promedio gr/cc.
presión
Termo-química (Dina mica Kg/cm
Volumen de gases 1/Kg
Presión de
detonación Kg./cm2
GELIGNITAS Gelignita 80% 21 mm 5000 Excelente 1ra.CAT 1,51 52.000 581 110.000
GELATINAS
G. Especial 90%
80%
75%
75%
72%
70%
20 mm
19 mm
18 mm
5000
5000
4500
Excelente Excelente Excelente
Ira.CAT Ira.CAT Ira.CAT
1,49
1,48
1,45
40.000
35.000
775
745
83.000
80.000
SEMI-GELATI
ÑAS
Semexsa
65%
60%
75%
72%
17 mm
16 mm
4000
3800
Buena
Buena
Ira.CAT Ira.CAT
1,09
1,08
24.000
895
45.000
TIPO AMONIA-CAL
Amonex
75%
Exadit
65%
72%
68%
14 mm
14 mm
3600
34000
Limitada
Limitada
2da.CAT
2da.CAT
1.00
0.98
21.000
21.000
916
932
52.000
SLURRY
Slurrex Slurrex-AL
4500
5500
Excelente
1,20
1,25
CARACTERÍSTICAS TÉCNICAS DE LAS SUBSTANCIAS EXPLOSIVAS (S.E.)
(Explosivos)
Nombres de la substancia Ex-
Velocidad de
Detonación m/seg.
Calor de la
explosión K.Kal/kg
Temperatura de los productos de, la explosión C
Volumen de los productos de ex-1/kg
Capacidad Rompedora
[Brissance) mm.
Capacidad de Trabajo
Densidad de la S.E. gr/cm^3
resistencia al agua (higroscopia)
EXPLOSIVOS GELATINOSOS
Dynamex +A Dynamez - A
Carga Confor
mada - A
Carga confor
mada - B
5.000
5.500
7.000
6.300
1,4
1,4
1,4
1,4
EXPLOSIVOS PULVERULENTOS
Namit - A
3.500
1,2
Gurit -A
4.000
1,3
EXPLOSIVOS SIN NITROGLICERINA
Reomex - A
Reomex - B
Startex - A
Prillit - A
Prillit - B
Prillit - D
Reolit - A
Reolit - B
Reolit - C.
Reolit - D
Reolit - E
4.000
4.000
6.800
2.400
2.300
2.500
4.500
5.000
5.000
5.000
4.000
1,2
12
15
0,9
0,9
i!s
1,5
15
15
10
EXPLOSIVOS - SUECOS (NOBEL)
Los métodos de voladura que mayor empleo han encontrado en las canteras son: sin cápsula, eléctricas y rara vez los deflagrantes.
En el método de voladura sin cápsulas se emplean los siguientes materiales para la detonación, que proporcionan gran seguridad en la liquidación de las cargas "sopladas":
Cordón detonante (C.D.), que inicia directamente la detonación de la carga de S.E. tipo polvo y a través del detonador intermedio las cargas granuladas de SE y rellena de agua (Ver Tabla No. 17)
Iniciadores (C.D.): Electro detonadores o tubos de encendido (cápsulas detonadoras con pedazos de mecha deflagrante).
Retardadores pirotécnicos tipo KZD sh - 69 con intervalos de retardo de 10 - 20 - 35 - 50 y 100 miliseg. o electro detonadores de microretardo tipo EDKZ, con microintervalos retardo de 15-25 miliseg. en diapasones de 15-150 miliseg, tipo ED-30 y ED-3A con intervalos de retardo desde 20 hasta 10.000 miliseg. (Tabla No. 18).
DETONADORES AUXILIARES PARA VOLADURAS DE S.E. GRANULADAS Y CON RELLENO DE AGUA.
Tabla No. 17.
S.E. Detonador Intermedio
Cantidad de briquetas por carga
Mesa del briquete
gr.
Precio del briquete copek.
GRANULADA
Briquete Trotilo T.
400
1
400
25,6
Briquete de Trotilo geksageno T6-500
(70 x 84 mrn)
1
500
90,0
BRIQUETES PLANOS CON RELLENO DE AGUA DE (60 x 60) mm.
2
300
47,0
ELECTRO DETONADORES QUE SE EMPLEAN EN LAS CANTERAS
Tabla No. 18
ELECTRODETONADORES NUMERO DE SERIE DEL RETARDO
TIEMPO NOMINAL DE RETAR DO, ml/ seg
ED - 3D
ED - 3H
8
22
500, 750, 1000, 2000, 4000,
6000, 8000,10.000.
20, 40, 60, 80, 100, 120, 140,
160, 180, 200, 225, 250, 275,
300, 350, 400, 500, 600, 700,
800, 900, 1.000.
6.4 Determinación de los parámetros para los trabajos de perforación y voladura
a.- Gasto específico básico de S.E. (qe) {(1), pág. }
3/,2.....02.0
mgrrtrcpc
qE
Donde:
γ = Peso volumétrico de las rocas , en Kgf/dm^3
Proyecto de gasto específico de S.E. (gp):
3
.. /, mgrKclKKKKKqq UcdFTESEp
Donde:
KSE = Coeficiente de capacidad de trabajo de la S.E. optada en comparación con la ammonita No. 6 TV (1); Tabla No. 16. (Coeficiente de transformación).
KT = Coeficiente que toma en cuenta el grado necesario de trozamiento.
Kt = 0,5 dmd (dmd - dimensión media exigida para los pedazos en la voladura, m)
KF = Coeficiente que toma en cuenta el fracturamiento del macizo rocoso.
KF = 1,2 lmd + 0,2
Donde: lmd - longitud media entre las fracturas en el macizo rocoso.
Kcd = Coeficiente que toma en cuenta el grado de concentración de las cargas de S.E.
Cuando dc = 200 mm. Kcd. 1
Cuando dc. = 100 mm. Kcd. 0,95:1;0,85:0,9 y 0,7 : 0,8
Cuando dc. = 300 mm. Kcd. 1,05:1,11;1,2 - 1,25 y 1,35 - 1,4. correspondientemente para rocas de vola dura fácil, media y difícil.
Ku = Coeficiente que toma en cuenta la influencia de la altura del banco.
mhastaHbcuandoHb
Ku
mhastaHbcuandoHb
Ku
18/15,15
18/15,15
3
3
Kc.l. Coeficiente que toma en cuenta el número de caras libres (n) en la parte del macizo a volarse.:
Cuando n = 1 Kc.l. 10
Cuando n = 2 Kc.l. 8 para voladura instantánea de una fila o filas múltiples con micro retardos.
Cuando n = 3 Kc.l. 6 Cuando n = 4 Kc.l. 4 Cuando n = 5 Kc.l. 2 Cuando n = 6 Kc.k. 1
b.- Profundidad de las calas.
mlsHbsen
Lc ,1
Donde:
β = Ángulo de inclinación de las calas con respecto al plano horizontal, grado.
ls = Longitud de sobreperforación.
ls = (10/15) dc, m.
Donde:
dc = Diámetro de las calas, m.
Longitud de retacado de las calas lr = (20 - 25) de, m.
d) Longitud de la carga de S.E. lse = Lc – 1r ≈(0,65 - 1) Hb, 0(0,6-0,85) Lc m
e) Diámetro de la carga en la cala:
mAo
ApHbddc ,125.0
Donde:
Ap = Energía específica de despedazamiento, se toma de la tabla (7) Pág.414
Ao = Concentración volumétrica de energía de la S.E. (7)
Cuando la voladura se efectúa por filas múltiples el diámetro de
la carga es:
NLHbAo
ApVad
160
Donde:
V = Volumen anual de trabajos de perforación, m^3
Hb = Altura del banco.
N = Número de bloques, volados en un año.
L = Longitud del bloque a volarse
f) Resistencia por el piso:
pagmcHbctgWpp ),1.(,
Donde:
α = Ángulo de talud del banco a volarse, grad.
c = Distancia desde la arista superior del banco hasta la primera fila de barrenos.
m.3, +ctgHb =min .W
3m. = Min. C
p.p
g) Diámetro de las calas para las voladuras. El diámetro de las calas determina los parámetros principales de los trabajos de perforación y voladura y el tipo de maquinaria.
En las canteras modernas se emplea calas con diámetros de 100 a 300 milímetros.
Hasta el momento no existe ninguna opinión firme y estable sobre el diámetro racional de una cala. En cada caso concreto cuando se elige el diámetro de la cala es indispensable tomar en cuenta la particularidad estructural del macizo a volarse y las dimensiones de los pedazos de rocas trozadas permitidas (pedazos condicionados). Especialmente una gran influencia en el pedazamiento del macizo rocoso tiene el fracturamiento
Entre la magnitud del diámetro de las calas D y la dimensión lineal máxima permitida del pedazo C existe una directa ligazón. Esta dependencia cuantitativamente puede ser evaluada por el gráfico de la Fig. 1 Analíticamente esta dependencia se expresa por la fórmula:
D = KxC.
Donde:
K = Coeficiente de proporcionalidad
K = 0,1 para las rocas de difícil trozamiento.
K = 0,2 Para las rocas de dificultad media de trozamiento.
K = 0,3 Para las rocas de fácil trozamiento
Para los macizos divididos por las fracturas en bloque menores que los pedazos condicionados, el diámetro de las calas se puede establecer por la fórmula:
FK
ctgHbCD
50
Donde:
C = Distancia desde la arista superior del banco hasta la cala, que se determina por el prisma de deslizamiento, m.
Fig.1 Gráfico de la interdependencia entre los trozos de la masa rocosa volada y el diámetro de las calas:
1. Rocas de difícil tratamiento; 2. Rocas de dificultad media de
trazamiento; 3. Rocas de fácil trozamiento.
Hb = Altura del banco, m.
Ángulo de talud del banco, m.
KF Coeficiente que toma en cuenta la disminución del peso volumétrico del medio por fracturamiento; KT = 1,0 - 1,2
Δ = Densidad de las S.E. en la carga Kg/dcm3
γ = Peso volumétrico de las rocas Kg/dcm3
h) Cálculo de la carga para una cala (Q)
El cálculo de la carga para una cala se puede efectuar de dos maneras:
1. En función de diámetro, densidad de las S.E. magnitud de sobreperforación (pasadura) y longitud de retacado:
).(,85.7
).(,4
10
2
2
bKgHbdcQ
ó
aKgHbdc
Q
Donde:
Dc = Diámetro de las calas, dcm.
Δ = Densidad de las S.E. Kg/dcm3
τ = Coeficiente de llenura de la cala con S.E.
2. La carga Q que es indispensable colocar en la cala, partiendo del cálculo del volumen de roca que es necesario volar y el gasto específico real gr de S.E. se determina con la fórmula:
kgaw,Hg = Q br (c)
Donde:
qp = Gasto específico verdadero ( o de proyecto) de S.E. Kg/m3
Hb = Altura del banco
a = Distancia entre calas, m.
w = Línea de menor resistencia (en este caso la L.M.R. para la primera fila se denomina R.P.P. - resistencia por el piso)
Comparando las fórmulas (b) y (c) y cambiando, a, por su valor mw de la expresión a = mw, obtenemos:
)(:85.7Hbmwqp 22 dHbdc
Donde:
m = Coeficiente de acercamiento de las calas.
De la expresión (d), obtenemos.
)(,85.7
emmgr
dcW
La ecuación (d) diferentes autores la resuelven de diferentes maneras, por ejemplo:
Lst = Hb + ls + lr
a = mw
ls = pw
Si optamos por:
ls = pw
lr = zw
Donde:
p = Coeficiente de sobreperforación (pasadura) igual a 0,1 - 0,3
z = Coeficiente de retacado, igual 0,75
Resolviendo la ecuación (d), con respecto a w (R.P.P.) e introduciendo los cambios anteriores, obtenemos la fórmula:
)(,2
4)()( 2
fmHbgm
Hbgrmgpzgpzg
w
Donde:
g = Cantidad de S.E. en la cala por metro, Kg/m.
Cuando se vuelan macizos débilmente fracturados, así tengan baja resistencia la salida de material no condicionado es grande y en el piso se forman crestas. Esto exige la disminución de la R.P.P. en comparación con la calculada (w). Por el contrario, cuando se vuelan macizos fuertemente fracturados el valor de w puede incrementarse en comparación con el calculado puesto que dichos macizos se trozan fácilmente con sacudidas pequeñas por voladura.
Para cálculos aproximados de w, se puede emplear las fórmulas (e) y (f).
El valor definitivo de w, así como también de O se establece por resultados de las voladuras experimentales, En la práctica la R.P.P. expresadas en diámetros de la cala, se encuentra entre:
w = (30 - 40) dc
y el valor
a = (0,8 - 1,2) w
Después de determinarse la R.P.P. por cualesquiera de las fórmulas, su valor se comprueba por las condiciones de seguridad para la perforación de calas de la primera fila:
Ws = Hb x ctgα + C, m (g)
Es indispensable que Ws≤W. si esta condición no^existe,. entonces es indispensable aumentar el diámetro de la cala o pasar a perforar calas inclinadas, gracias a lo cual H x ctgα , disminuye bruscamente o se transforma en cero (α = ángulo de talud del banco, grad; Hb-altura del banco, m; c - distancia desde la arista superior del banco hasta la primera fila de calas, íde acuerdo con la técnica de seguridad C
De las fórmulas (e) y (g), se puede determinar el diámetro de las calas para vencer la R.P.P. de acuerdo con las condiciones de seguridad Ws.
gm
CctgHbdc
85.7
i) Distancia entre calas en la fila:
a = Wp Cuando la red de distribución de las calas es en cuadro (cuadrada).
Wp = 0,85 a, cuando la red es en ajedrez..
j) Distancia entre filas de calas:
)(,
)(,48
417414.)(,40
. msen
ww
mAp
Aodw
págmAp
Aodw
p
pp
p
p
Ancho del amontonamiento después de la voladura:
a) En la voladura de una fila
)(, mqkKvHbBo p
Donde:
Kv = Coeficiente que caracteriza la volabilidad de las rocas;
Kv = 3 - 3,5; 2,5 - 3; 2 - 2,5 para rocas de fácil, media y difícil volabilidad respectivamente.
Kβ = Coeficiente que toma en cuenta el ángulo de inclinación de las calas con respecto al plano horizontal.
qp = Gasto específico proyectado de S.E. Kg/m^3
225.01 senK
Donde:
β = Ángulo de inclinación de las calas con respecto a la horizontal
b) En las voladuras de filas múltiples sin muro de contención:
)(,)1( mbnBoKdBm
Donde:
Kd = Coeficiente de distancia de lanzamiento de las rocas voladas en dependencia del microretardo.
n = Número de filas de calas.
b = Distancia entre filas de calas.
Bo = Ancho del amontonamiento en la voladura de una fila
Tabla No. 19
Tiempo de retardo entre füas Valor de Kd.
0
10
25
50
75 y más
1.5
0.95
0.9
0.85
0.80
c) En las voladuras de filas múltiples con pared de contención:
bnBosWpWpK
sWpBmpc )1(
...´
..1
Donde:
K'p = Coeficiente de esponjamiento de las rocas en la pared de contención: (K 'p = 1,05/1,1)
1..2
.´..
cp
QEEqpKbWpKsWp
Donde:
τcp = Límite de resistencia de las rocas a la compresión, KgF/cm2
Kb = Coeficiente que caracteriza la volabilidad de las rocas,
gp = Gastos específicos proyectado de S.E.
E = Módulo de elasticidad de las rocas.
QE = Calor en la voladura de S.E. , KgF m/kg.
W = Resistencia por el piso.
Wps = Ancho de la pared de contención.
Obtención de roca de 1 m. de cala:
Donde:
a = Distancia entre calas en las filas, m.
Wp.p = Resistencia por el piso, m
Hb = Altura del banco, m.
α = Ángulo de inclinación de las calas con respecto al plano horizontal, grad.
ls = Longitud de la sobreperforación, m.
Volumen de los trabajos de perforación:
mVrc
Vclper ,
Dónde:
Vc = Volumen de roca a volarse, m^3
Cantidad de calas en el bloque
calaslc
bllpercalN ,
Dónde:
lc = Longitud de la cala
Longitud del bloque a volarse:
mfilN
calNaLbl ,
Donde:
a = Distancia entre calas, m.
Ncal = Cantidad de calas en el bloque
Nfil = Cantidad de filas de calas a volarse en el bloque.
Altura del amontonamiento en las voladuras de una sola fila:
a) Para cargas normales en calas verticales.
mBo
KpWHb
Bo
KpBbvHboHp ,
..2..2.
Donde:
Hb = Altura del banco, m.
Bb.v. = Ancho del bloque a volarse, m.
Kp = Coeficiente de esponjamiento de las rocas voladas.
Bv = Ancho del amontonamiento en las voladuras de una sola fila
b) Para cargas reforzadas en calas verticales y cargas normales en calas inclinadas.
mPBo
KeWHboHp ,
2..
Donde:
W = Línea de resistencia por el piso, m.
p = Longitud de la base superior del amontonamiento.
P ≈ 0.3(Bo - W) + 3.5 {m}
Generalmente Hp.o = (0,5 - 0,8) Hb{m}
Ver tabla No. 18
VALORES APROXIMADOS DEL ANCHO Y ALTURA DE LOS AMONTONAMIENTOS EN LAS VOLADURAS CON UNA SOLA FILA
(Datos del Triest "soiusvzribprom")
Tabla No. 20,
(Altura del amontonami
ento ( en centésimos de la altura
de banco Hb)
Ancho del amontonamiento Bo (en centésimos de la línea de resistencia por el piso W) bajo coeficiente de esponjamiento de las
rocas voladas Kp.
1,3 1,4 1,5 1,6
0,50
5,2
5,5
6,0
6,4
0,55
4,7
5,1
5,4
5,8
0,60
4,3
4,7
5,0
5,3
0,65
4,0
4,3
4,6
4,9
0,70
3,7
4,0
4,3
4,6
0,75
3,5
3,8
4,0
4,3
0,80
3,2
3,5
3,7
4,0
La altura del amontonamiento, en las voladuras con filas múltiples, sin muro de contención y correcta elección del esquema de conexión de las cargas y tiempos de retardo, no sobrepasa la altura del banco.
Hp.o = (0,6 - 1,0) Hb
6.5 Método y orden en la detonación de calas en el bloque y de voladura de bloques, esquema de conexión de la red para la voladura en el bloque y de conexión entre bloques; los intervalos de retardo se calculan de acuerdo con el "Reglamento de Seguridad para los Trabajos de Voladura" y de las "Instrucciones para la Ejecución de Voladuras en Masa".
6.6 Dimensión esperada media para los pedazos de roca (rocas categoría III - V) cuando el diámetro de las calas es de 200 mm y más: De acuerdo con V.K. Rubtsov:
cmqR
qpdkdmd ,.
5.2
Donde:
dk = Dimensión media dada (exigida) para los pedazos de las rocas voladas, cm.
qp - qr = Gastos específicos proyectado y real de S.E. Kg/m^3
En rocas de fácil volabilidad media, la dimensión media de los pedazos se puede calcular de acuerdo con la fórmula empírica de KuzPi;
Rqdc
Hb
lmd
dmd
100
3001
60
Donde:
lmd = Profundidad media de la cala, m.
de = Diámetro de las calas, mm.
Hb = Altura del banco, m.
qR = Gasto específico real de S.E. Kg/m^3
Entre la dimensión media de los pedazos de las rocas voladas y la salida de trozos (pedazos) no condicionados existe una dependencia de la siguiente forma (de acuerdo con V.K. Rubtsov)
3
1
25.0
Pb
Psds
dmd
Ps = Cantidad de salida real de trozos no condicionados en la voladura,%.
Pb = Existencia en el macizo de pedazos (bloques)naturales con dimensiones mayores a ds, %
ds = Dimensiones de los pedazos no condicionados,
dmd = Dimensiones media de los pedazos en las rocas voladas.
La fórmula es confiable para rocas de las categorías II-V por su fracturación.
6.7 Gastos específicos en los trabajos de voladura.
3´´
.. /,$´
mvCqrCVv
VCCv ES
Donde:
VC´ = Suma de gastos por voladura en una sección durante un período dado,$
Vv = Volumen de roca volada durante el mismo período; qr - gasto específico medio real de S.E. en la cantera, Kg/m3;
Cs.e. = Costo medio de 1 Kg de S.E. , S/. (depende del tipo de S.E. y grado de acuosidad de la cala);
C"V = Gastos en M.V. (medios de voladura) cargado, retacado y voladura, $/m3
6.8 Régimen de perforación tricónica. Se elige en base a la recomendaciones de la tabla 19.
PRESIÓN ESPECÍFICA AXIAL EN LA PERFORACIÓN TRICONICA
Tabla N°. 21
Índice de
Perforabilidad
de las rocas.
Pp
Diámetro de la
Corona
tricónica.
mm
PRESIÓN AXIAL ESPECIFICA Kgf/cm2
Realmente creada con la
máquina de producción en la
serie.
Exigido para el régimen de
perforación óptima
8
10
12
14
16
214
243
243-269
269
259-320
700
900
1.100
1.300
1.800
900
1.100
1.300
1.800
2.200
Velocidad de perforación
nmAV x
vp /,
Donde:
= Frecuencia de rotación de la corona
A = Coeficiente empírico (ver Tabla No.22)
La frecuencia óptima de rotación de la corona.
Donde:
Cmc Gastos en la máquina de perforación por turno, $ /tur.
( C.M.C. = 150 - 400 rub/tur)
Cg. = Costo de la corona tricónica, suc.
ε = Coeficiente que caracteriza la influencia sobre la magnitud Nb de intensidad de
limpieza de la cala, de productos de perforación.
Si Pp > 14 – ε = 1
En los demás casos: ε = 0,7 ; 1 ; 1,2 Cuando el rendimiento de los compresores es de 18,24, 35m^3/min
min/: revyCgATc
CmcBxNv yx
i
Tc = Duración del turno de trabajo.
Ni = Coeficiente de empleo de la duración (tiempo) del turno, (Ni=0,5
-0,7)
A,B = Coeficiente empíricos, que dependen de la dificultad en la perforación
y abrasividad de las rocas (Tabla No. 22)
La velocidad técnica de la perforación tricónica, en forma aproximada se determina con
la expresión:
horamdgPp
NbPoVp /,
352
Donde:
Po = Presión sobre la corona, T.F.
dg = Diámetro de la corona, cm
Nb= Velocidad de rotación de la corona, revol/min.
Gasto de aire comprimido en la limpieza de las calas de los restos de perforación.
bm
VpnmdcQa
.
.13
2
Donde:
γ m.n. = Densidad de las rocas, T/m^3
VALORES DE COEFICIENTES PARA LA DETERMINACIÓN DEL RÉGIMEN ÓPTIMO
DE PERFORACIÓN TRICONICA.
Tabla No. 22
Pp A B X Y γ
7 - 8
0,105
1.500
1,00
0,500
0,28
8 - 9
0,150
1.440
0,95
0,512
0,31
9-10
0,260
0,290
1.380
1.250
0,85
0,525
0,550
0,34
0,40
10 - 11
0,388
0,430
1,310
0,75
0,538
0,37
0,43
1.190
0,562
11 - 12
0,610
0,650
1.250
1.120
0,65
0.550
0.575
0,40
0,46
12 - 13
0,670
1.190
1.060
0,60
0,562
0,588
0,43
0,49
0,715
-
13 - 14
0,945
1.120
1.000
0,50
0,575
0,46
0,52
0,970
0,600
14 - 14,5
1.020
1.020
1.090
967
0,48
0,582
0,606
0,48
0,54
14,5 - 15
1.080
1.060
1.060
135
0,45
0,588
0,49
0,612
0,55
15,0 - 15,5
1.200
1.150
1.030
900
0,40
0,554
0,50
0,618
0,57
15,5 - 16,0
1.305
1.250
1.000
870
0,35
0,600
0,625
0,52
058
γ mb = Densidad del aire o de la mezcla de aire, Kg/m^3
μ = Concentración en peso de las partículas de roca en el aire comprimido o mezcla de aire,
% ( u = 40 - 60%)
dc = Diámetro de la cala, m.
Vp = Velocidad de perforación, m/hora. Rendimiento por turno de la máquina de perforación:
turnom
tatb
TdfTpTtQp /,
..
Donde: Tt,Tp.f,Td = Duración del turno, tiempo en las operaciones de iniciación y finalización y
tiempo de descansos reglamentados por turno ( Tp.f + Td = 0,5-1 hora)
tb - ta = Tiempo básico y auxiliar en la perforación de 1 cm. de cala, horas.
6.9 Rendimiento del agregado para cargado de calas.
turnoT
tcQc
Gcktcg
v
L
GcTtpcQa /,
.2
.
Donde:
Ttp = Tiempo de trabajo productivo de la máquina por turno, horas.
Gc,Qc = Correspondiente capacidad de carga de la tolva para cargado de SE y masa de
carga de SE por cala, T. K a Coeficiente que toma en cuenta el' tiempo de recorrido de la
máquina entre las calas y la preparación para el cargado de la cala (K = 1,3-1,5)
tc =Tiempo en el cargado de una cala, horas.
Qs
Qctc
Qs = Rendimiento del mecanismo de salida de S.E. de la máquina, T/hora. Cantidad necesaria
de máquina cargadoras Subn - 5A
NturcQa
GseZcar
..
Donde:
GsE =Peso máximo de SE para la una sola voladura en masa. T.
N Tur =Cantidad de turnos en la preparación de una sola voladura en masa, turnos.
6.10 Cantidad necesaria de máquinas de retacado tipo 35-15
turretturcal NQq
vcallretGseZret
..
.1000
Donde:
Lret = Longitud media de la columna de retacado en la cala, m.
Vcal =Volumen de la cala (capacidad) , m^3.
Gcal = Longitud media de la carga en la cala, m.
Qtur-ret = Rendimiento por turno de la máquina de retacado, m^3/cm
Ntur =Cantidad de turnos para la preparación de la voladura en masa, turnos.
ÍNDICES TÉCNICO-ECONÓMICOS DE LOS TRABAJOS DE PERFORACIÓN Y VOLADURA
Tabla No. 23
N N DENOMINACIÓN DE LOS ÍNDICES UNIDAD DE
MEDIDA CANTIDAD
1 2 3 4 5 6 7 8 9 10
Rendimiento diario necesario de las máquinas de perforación. Rendimiento por turno de las máquinas de perforación. Cantidad de turnos de trabajo por días. Obtención de masa rocosa por metro de cala. Gastos específico de S.E. Peso de la carga por cala Cantidad de calas a detonarse en la voladura en masa. Cantidad de máquinas cargadoras Cantidad de máquinas de retacado. Cantidad de trabajadores. a) en los trabajos de perforación. b) en los trabajos de voladura.
U
u/turno
m^3/m
kg/m^3
Kg
Unidades
Unidades
Unidades
7.1 índice relativo de dificultad de excavación de las rocas del macizo PE, se determina por la fórmula empírica:
3.02.03.0 rccizcpEP
Donde:
γ = Coeficiente de debilitamiento de las rocas en el macizo por su estructura en el sentido de la excavación.
rccizcp Resistencia de las, rocas a la compresión, cizallamiento y
tracción uni-axiales , kg F/cmz
γ =Peso volumétrico de las rocas, La magnitud calculada PEB, que toma en cuenta el tipo y las dimensiones
concretas de la máquina de arranque a emplearse, se determina en base a la magnitud PE
Donde: Kb.u Ktp = Coeficiente que toman en cuenta correspondientemente el tipo y las dimensiones concretas
de la maquinaria de arranque (Ver Tabla No. 2 4 y 25)
VALOR MEDIO DEL COEFICIENTE Kb
Tabla No. 24
NN
n/n
Tipo de Máquina de arran
que (dé excavación)
MAGNITUD DE KB PARA LOS VALORES
DE PE
Hasta 3
3 - 5
6 - 1 0
11 - 15
1
Screpar sobre ruedas.
1,25
1,30
1,40
1,60
2
Bulldozer
1,20
1,25
1,35
1,50
3
Pailoder ( cargadora).
1,00
1,05
1,10
1,15
4
Pala mecánica frontal
1,00
1,00
1,00
1,00
5
Dragalina
1,05
1,10
1,15
1,25
6
Excavadoras de cadena
1,40
1,50
1,65
1,90
7 Excavadoras de rotar 1,30 1,40 1,55 1,70
Índice relativo de dificultad de excavación para rocas trazadas
9
10022.0..
Kp
AAPPE
Donde:
A = γdmd + 0,1 τciz
Dmd = Dimensión media de los trazos de roca en el amontonamiento, cm
γ = Peso volumétrico de las rocas, Kgf/dcm^3
ETPbbE PKKP ...
Kp =Coeficiente de esponjamiento.
VALORES DE LOS COEFICIENTES Kp, Kv, Ke
Tabla No. 25
PERFORACIÓN
VOLADURA
EXCAVACIÓN
PP
Kp
,gr/M3
Kv
Pe
Ke
Menos de 5
0,8
Menos de 200
0,030
menos de 3
0,8
0-10
0,9
200 -400
0,035
3 - 6
0,9
11 - 14
1,0
400 -600
0,040
6 - 9
1,0
15 - 17
1,1
600 - 800
0,045
9-12
1,1
Más de 17
1,2
800 - 1000
0,050
12 - 15
1,2
7.2 Ancho de la franja para la excavadora tipo pala mecánica:
Af = K Ren ,m
Donde:
Ren = Radio de excavación de la pala mecánica desde el nivel de estacionamiento.
K = Coeficiente (K = 0,5 - 1,7)
Para el trabajo con tolva, el ancho máximo de la franja para la pala mecánica es:
mcsenRRA denf ,
Donde:
Rd = Radio de descarga, m.
α =Ángulo de descarga que se forma entre el eje de avance de la excavadora y el eje del
aguilón de la pala mecánica, cuando el cucharón descarga en la tolva, grad.
c =Distancia entre la arista inferior del banco y la base de la tolva, m. Ancho de la franja para la dragalina en
frente lateral:
mBHctgRRA denf ,2
Donde:
H * Altura del banco, m.
r' z Ángulo de talud del banco, grad.
B s, Ancho de la berma de deslizamiento, m
£ r Ancho de la instalación de recibimiento (escombros, tolva medio
de transporte), m. Ancho de la franja para la dragalina en frente frontal.
mRHctgsenRA enf ,2 min
Donde:
α2 = Ángulo que se forma entre el eje de desplazamiento de la tolva y el eje del
aguilón de la excavadora.
Cuando la explotación del banco se efectúa desde el sitio más alejado de la tolva, más
exactamente.
en
en
R
RRHctgRHctg
42
22
minmin
R min = Radio mínimo de excavación, m
En frente en abanico el ancho de la franja par la dragalina es:
dcn
dcn
dcnf
RR
RRBHctgBHctg
sen
mBHctgsenRRA
4
222
,2
2
2
2
El ancho de la franja se determina por la construcción del frente de trabajo (1), pág.
Altura de la frente, suficiente para el llenado máximo (hasta Kll. max) del cucharón:
mKeKtb
llKEH
EC
cll ,..
max
.
.
Donde:
b y t=Ancho y grosor de la capa (corte), metros.
bt ≈ Pfl : 0.5 Pe.p
Donde:
Pf.l. = Fuerza nominal de levantamiento de la excavadora (cargadora), Kgf
Pe.p = Indice de dificultad de excavación por catálogo (pasaporte)
Kll. Máx=Coeficiente de llanura máxima del cucharón
E =Capacidad del cucharón
Ke =Coeficiente de esponjamiento.
Ke.c =Coeficiente de esponjamiento en el cucharón.
7.3 Rendimiento teórico (por catálogo) de las máquinas cargadoras
)/(,3600 3 horamETct
NdEQteo
Donde:
E = Capacidad del cucharón
Nd = Mínimo de descargas por hora del cucharón, calculadas, por construcción
(número de descargo teóricos por hora)
Tct = Duración teórica del ciclo de trabajo de la máquina (carga-descarga-carga), seg.
7.4 Rendimiento técnico
horamKtaKeTc
E
Kec
takKllcE
TcQTcn /,
36003600 3
Donde:
Tc = Duración mínima del ciclo de la máquina en condiciones concretas, seg.
Kllc, Kec = Coeficiente de llenura del cucharón y esponjamiento de las rocas en el
cucharón, correspondientemente. Ke * Coeficiente de excavación.
Kt.a = Coeficiente de influencia de la tecnología de arranque.
El coeficiente de influencia de la tecnología de arranque (coeficiente de empleo del tiempo de
trabajo del turno):
TauxTb
TbKTa
Donde:
Tb = Tiempo de trabajo básico en las operaciones del bloque, segundos.
Taux = Tiempo total en las operaciones auxiliares en la excavadora cuando se
Tiempo de trabajo básico:
segKeE
TcbVfTcTb ,
.
..
Donde:
Vf.b = Volumen de la frente del bloque,m^3
Tc = Duración del ciclo, seg.
E = Capacidad (volumen) del cucharón, m^3
Ke = Coeficiente de excavación.
Tc = te + tgd, (seg)
Donde:
Tgd =Duración total de las operaciones de giro y descarga, seg.
te =Duración de la excavación, seg.
Duración mínima real de la excavación
)(,...
.segKette
tPe
RPete
Donde:
Pe.R =Índice real de dificultad de excavación.
Pe. t =Índice teórico (por catálogo) de dificultad de excavación
te.t =Duración del tiempo de excavación teórica (por catálogo), seg.
Ke =Coeficiente medio geométrico de esponjamiento de las rocas en el amontonamiento.
7.5 Rendimiento en explotación (real)
horamKNQQ KgpertTec /,. 3
.exp
Dónde:
Nt =Coeficiente de empleo del tiempo de trabajo del turno.
Np =Coeficiente que toma en cuenta la no correspondencia entre la dificultad real
de excavación en una frente compleja (difícil) y el índice calculado Pe optado.
Kper =Coeficiente que toma en cuenta la pérdida de roca excavada (que no entra al
cucharón en la excavación)
Kg =Coeficiente de dirección, que toma en cuenta la no correspondencia entre los
parámetros teóricos (de catálogo) y reales de la frente, calificación (experiencia) del
maquinista, etc.
VALORES MEDIO DE LOS COEFICIENTES DE ESPONJAMIENTO DE LAS ROCAS EN EL
CUCHARON, LLENURA DEL CUCHARON Y DE EXCAVACIÓN EN EL ARRANQUE DE LAS
ROCAS DEL MACIZO.
Tabla No. 26
ROCAS
C O E F I C I E N T E
1. Arena y limo-arcilla
liviana.
2. Rocas suaves no
compactadas y grava hasta
15mm.
3. Rocas suaves
compactadas, grava
4. Rocas compactas poco
resistentes
5. Rocas compactas de
resistencia media
6. Rocas compactas y
resistentes.
Ke.c Kllc Ke.
1,08 - 1,17
1,15 - 1,3
1,25 - 1,35
1,30 - 1,40
1,35 - 1,45
1,4 - 1,5
1,1 - 1,0
1,0 - 0,9
1,0 - 0,8
0,85 - 0,75
0,80 - 0,70
0,75 - 0,65
0,95
0,85
0,75
0,65
0,60
0,55
VALORES MEDIO DEL COEFICIENTE DE ESPONJAMIENTO DE LAS ROCAS EN EL
CUCHARON EN EL CARGADO DE ROCAS TROZADAS CON EXCAVADORAS DE UN
CUCHARON
Tabla No. 27
Capacidad del cucha
ron de la excavadora
m^3
VALORES DE Ke.c, CUENDO LA DIMENSIÓN DE LOS
PEDAZOS (dmd, cm) de:
10
15
25
35
45
55
| 65
|
75
85
95
105
4
1,35
1,40
1,53
1,65
1,82
1,95
2,0
2,05
-
-
-
6
1,34
1,38
1,48
1,60
1,75
1,86
1,95
2,0
2,03
-
-
8
1,33
1,36
1,43
1,53
1,65
1,78
1,90
1,96
2,01
2,05
-
10
1,32
1,35
1,42
1,50
1,60
1,72
1,83
1,91
1,99
2,02
2,05
12,5
1,31
1,34
1,40
1,46
1,55
1,66
1,77
1,86
1,95
2,00
2,03
15
1,31
1,33
1,39
1,44
1,52
1,63
1,74
1,82
1,92
1,99
2,02
20
1,30
1,32
1,37
1,42
1,49
1,58
1,68
1,78
1,86
1,93
1,99
25
1,30
1,32
1,35
1,40
1,46
1,54
1,64
1,74
1,82
1,89
1,95
35
1,30
1,31
1,33
1,39
1,43
1,50
1,58
1,66
1,74
1,81
1,87
40
1,30
1,31
1,33
1,38
1,42
1,48
1,55
1,62
1,71
1,78
1,84
50
1,30
1,31
1,33
1,37
1,41
1,46
1,52
1,58
1,66
1,74
1,79
80
1,30
1,31
1,32
1,34
1,38
1,41
1,45
1,50
1,56
1,62
1,69
VALORES MEDIOS DEL COEFICIENTE DE LLENURA DEL CUCHARON DE LAS PALAS
MECANICAS Y DRAGALINAS EN EL CARGADO DE ROCAS TRAZADAS
Tabla No. 28
Capacidad del
cucharon de la
excavadora. m3
VALORES DEL KUC., CUANDO LA DIMENSIÓN MEDIA DE LOS
TROZOS (dmd, cm) ES DE:
15
25
35
45
55
65
75
85
95
105
4
6
8
10
12,5
15
20
25
35
40
50
1,15
1,11
1,17
1,15
1,18
1,15
1,18
1,16
1,18
1,16
1,18
1,16
1,19
1,17
1,19
1,17
1,20
1,18
1,20
1,18
1,20
1,18
1,08
1,04
1,12
1,10
1,15
1,13
1,15
1,14
1,16
1,14
1,16
1,14
1,17
1,15
1,17
1,15
1,18
1,16
1,18
1,16
1,18
1,16
0,72
0,86
1,0
0,96
1,08
1,03
1,08
1,06
1,09
1,07
1,10
1,08
1,11
1,10
1,12
1,11
1,15
1,13
1,16
1,14
1,17
1,15
0,72
0,63
0,82
0,77
0,92
0,88
0,98
0,96
1,0
0,97
1,03
0,98
1,06
1,03
1,09
1,06
1,12
1,09
1,14
1,11
1,15
1,12
0,45
0,32
0,60
0,50
0,73
0,65
0,82
0,78
0,88
0,84
0,95
0,90
1,0
0,96
1,04
1,02
1,08
1,05
1,10
1,07
1,12
1,09
0,22
0,12
0,40
0,27
0,53
0,42
0,63
0,54
0,72
0,63
0,80
0,72
0,90
0,82
0,97
0,93
1,03
1,00
1,05
1,02
1,08
1,05
0,1
0,03
0,25
0,14
0,37
0,26
0,47
0,35
0,55
0,43
0,68
0,53
0,80
0,65
0,87
0,80
0,97
0,91
1,01
0,96
1,03
0,99
_____
0,15
0,06
0,25
0,14
0,32
0,20
0,38
0,27
0,52
0,37
0,65
0,50
0,76
0,63
0,87
0,79
0,93
0,86
0,97
0,92
_____
_____
0,16
0,07
0,22
0,12
0,27
0,17
0,36
0,25
0,52
0,37
0,65
0,50
0,78
0,65
0,84
0,74
0,88
0,81
_____
_____
_____
0,12
0,07
0,16
0,10
0,25
0,17
0,40
0,25
0,53
0,35
0,70
0,54
0,76
0,62
0,80
0,70
En el numerador se indica el valor para el cargado con pala mecánica y el denominador para el
cargado con dragalina.
Duración de la excavación en rocas esponjadas por voladuras:
a) Para palas mecánicas de canteras:
segE
E
mddte ,
6,011,0
194 2
b) Para palas mecánicas de destape
segE
E
E
mddte ,
6,010,0
260 2
Donde:
dmd = Medida media del pedazo de roca, trazada por voladura, m. La cantidad necesaria de
excavadoras (máquinas cargadoras) se determinan con la expresión:
turTturNturTtepQe
Qañoe
Donde:
Q año = Potencia productiva anual por cargado de masa rocosa, m^3/año.
Ttur = Duración del turno de trabajo, horas.
Ttep = Duración de la temporada de trabajo de la excavadora, días
Ntur = Cantidad de turnos de trabajo por día, turnos.
ηtur = Coeficiente de empleo del tiempo de trabajo por turno
Qe = Producción anual por explotación de la excavadora, m^3/año.
8.1 índice de dificultad de transporte de las rocas Pt^2:
WhBCmdAdmPt 10`5,06,0
Donde:
γm = Peso volumétrico de las rocas en las probetas, KgF/ cm^2
d'md = Dimensión media de los pedazos en los recipientes de transporte, m.
cizA 01,01
Donde:
ciz =Resistencia de las rocas al cizallamiento (en la probeta) Kgf/cm2
W =Humedad de las rocas que se transportan (en décimas de unidad)
h =Contenido de partículas arcillosas en las rocas.
1lg1 TB
T =Duración del tiempo de transporte de las rocas, horas.
tC 025.01
t = Temperatura del aire; se toma en cuenta solamente, cuando t = 0°C.
Por el índice de dificultad el campo de empleo de los tipo de transporte se encuentran en los
siguientes límites:
Para el transporte férreo Pt ≤ 10
Para el transporte en volquetas Pt ≤ 8
Para el transporte por convegers Pt ≤ 4 - 5
8.2 La capacidad de carga racional de los medios de transporte (volquetes, vagones -
dumcars), se determina por la fórmula
ZEcEk .
Donde:
Ec =Capacidad de carga determinada de la condición de empleo de la maquinaria de
arranque carga-transporte con el máximo rendimiento en el tiempo, T.
Z =Coeficiente que toma en cuenta los gastos de explotación en los procesos
conjuntos.
dc
toTdpEc
.
Donde:
Tdp = Tiempo en el desplazamiento (recorrido), horas
to = Tiempo mínimo en el cambio de las unidades de transporte, junta a la excavadora,
horas.
τc = Tiempo unitario (específico) en el cargado horas/ton.
τd = Tiempo unitario (específico) en el descargo horas/ton.
TIEMPO ESPECIFICO DE CARGADO τc Y DESCARGO τd
tipo de exea
vadora.
Forma
Te
Td
de
Cargado
a volquetes
a dumcara
de volquetes
de dumcara
EKG-4
EKG-8
En la frente
En la frente
En el sitio
(punto) de
carga
0,0015.
0,00125
-
0,00125
0,001
0,007
-
7.10-4
-
3.3*10^-4 en
la descarga
a tolvas.
2,2 *10^-4
en la descarga
en las
escombreras
c
SSv
SeZ
var para el transporte en volquetes
d
el
Sc
S
cSj
Sez
var
var
, para trenes
Donde:
C = Magnitud, que muestra la parte de peso útil del convoy por unidad de tonelada de
peso de enganche de la locomotora eléctrica bajo Gradiente directriz ip u coeficiente de peso
de enganche del dumcar K.
Tabla No. 29
KipWC
11
1000
Donde:
λ =Coeficiente de enganche (= 0,2 - 0,22)
W =Coeficiente de rectificación que depende de ip=(W ≈ 1,1)
K = 1 + Kt
Kt =Coeficiente de tara del dumcar (Kt = 0,33 - 0,63)
Se =Gastos fijos en el mantenimiento de la excavadora, $/hora.
Sv =Gastos fijos en el mantenimiento de los volquetes, $/hora.
vS var =Gastos variables por toneladas de capacidad de carga $/Km.
elSvar ,dSvar = Gastos variables por unidad de peso de enganche de la
electrolocomotores y por 1 tonelada de capacidad de carga del dumcar, $/K.
Sl =Gastos fijos en el mantenimiento de la locomotora y convoy (tren), $/hora.
λ =Distancia de transporte, km.
Relación que permite asegurar el mejor empleo de la excavadora y maquinaria
de transporte (Tkp), bajo la condición de trabajo sin averías.
toEkc
tdpEkdcTkp
Donde:
tdp =Tiempo de desplazamineto (recorrido) en un ciclo de transporte, horas.
Cantidad de unidades de transporte para el trabajo:
unidadesTEk
TclQturNtr
tur
,
Donde:
Qtur =Rendimiento medio por turno de la cantera en masa rocosa, ton
Tcl =Tiempo en un ciclo de recorrido, horas.
Ttur =Duración del turno, horas.
Cantidad óptima de medios de transporte:
Ek
tdpEkdcQturvolNtr
.
Masa útil del tren en el sector de la pendiente de conexión:
TKpipWo
ipoWQegpegmvNq ,
``
`1000
Masa útil del tren en:
KbKivAarRariWo
KilAarWariWoQegparPegnq
102``
102`100
Donde:
Qeg. y Peg = Masa de enganche y peso de enganche del tren, ton.
Wo` y Wo`` = Resistencia específica total al movimiento de la locomotora (tren) y
vagones en los. sectores horientales rectos de la vía, kgF/T
War = Resistencia específica complementaria en el momento de arranque, KgF/T
Aar = Aceleración en el momento de arranque (Aar = 0,025 - 0,05 , m/seg^2)
ar - mv = Coeficiente de enganche entre el embandaje de las ruedas directrices de la
locomotora y las rieles en el momento de arranque, y movimiento
(desplazamiento) correspondiente, kg F/T (tar = 0,24 - 0,34 ; Lmv = 0,18 - 0,26)
i y ip = Gradiente de la pendiente directriz (básica) y de la conexión 0/00
kil, ki.v. = Coeficiente de inercia de la masa en rotación de la locomotora y de los
vagones respectivamente (kil = 1,2 . 1,3; k i.v = 1.06- 1,1)
Kb = Coeficiente de la masa total de los vagones.
γp = coeficiente de la masa calculada de la locomotora (γp = 1 para las
electrolocomotoras, γp > 1,0 para las locomotoras de vapor.)
Masa útil del tren cuando se emplea agregados de tracción.
tonkbipWo
mqtqmNmQadQlipWo
KbipWo
tmPPmNmPaPedmvQ
,``
..`
``
1000
Donde:
Pe.d, Pa, Qld, Qa = Peso de enganche (calculado y masa de enganche en la
electrolocomotora, de la dirección y sección de alimentación autónoma.
T.F.
NM = Cantidad (número)de dumcara a motor
PM, PTM, QM, qTM = Peso útil, pero de la tara, capacidad de carga y masa de la
tara del dumcar a motor correspondiente.
La capacidad de tráfico de la vía de una carril o una línea férrea.
2.
60
tdctcg
TN
Donde:
T = Tiempo para el cual se calcula la capacidad de tráfico, horas
tcg = Tiempo de recorrido del convoy cargado en el sector de la vía, de un carril, min.
tdc = Tiempo de recorrido del convoy descargado en el sector de la vía de un carril, mín.
τ = Tiempo para la comunicación entre dos puntos diferentes en los sitios de vías
de un carril o de una vía férrea, min. Tiempo para un ciclo de recorrido del convoy:
min,TestdctdtcgtcTR
Donde:
Tc =Tiempo en el cargado, min
Tcg =Tiempo de recorrido del convoy cargado, mín.
Td =Tiempo en el descargue, min.
tdc =Tiempo de recorrido del convoy descargado, mín.
tes =Tiempo en el maniobreo y espera de la orden (permiso) para entrar en la vía de un
carril, min.
Radio mínimo de curvatura de las vías en planta para el transporte automotor
(volquetes).
m
ipdz
VR ,
127min
2
Donde:
V =Velocidad calculada para el volquete (carro), km/hora.
λdz =Coeficiente de deslizamiento lateral (enganche) de las ruedas del volquete con la
vía (Ldz = 0,16)
ip =Peralte (Pendiente lateral) de la vía, %
Longitud de la serpentina (espiral):
mhRRl
s ,290
2
90
2
Donde:
Rl y R2 =Radios de las curvas de conexión con la curva básica de la serpentina, m.
α y β =Ángulos de curvatura de las curvas básicas y de conexión, grados.
h =Longitud de los sectores horizontales de la serpentina, m.
Los radios de las curvas verticales y distancias calculadas de visibilidad en las autovías se
indican en la Tabla No. 26.
Ancho del sector de tráfico en las vías de doble carril.
mxyaB TS ,2..
a =Ancho del balde del volquete, m.
y =Ancho de la franja de seguridad, m.
x =Espacio entre los baldes de volquetes al encuentro, m.
Tabla No. 30
Í N D I C E S
Velocidades Calculadas de transporte,
km/hora
50 40 30 20
Radio mínimo de las
curvas verticales, m:
a) Concava
700
500
300
200
b) Convexas
300
200
100
50
Distancia mínima de
visibilidad
a) Desde la superficie
de la vía.
60
50
40
30
b) Desde el
autotransporte
125
100
80
60
X = 0,5 + 0,005 v, m
Donde:
v =Velocidad calculada para el tráfico de los carros, m/hora.
A los dos costados de la vía utilizada por los carriles se debe dejar espacios libres con anchos de
2 y 2,50 para volquetes con ancho de 2,75 y más respectivamente.
Capacidad de tráfico de las autovías.
horacarroskiS
VN /,
100
Donde:
V =Velocidad calculada para los carros, km/hora.
n =Número de carriles.
Ki =Coeficiente de irregularidad del tráfico (Ki = 0,5 - 0,8)
S =Intervalo entre carros, m.
mLfVtglaas ,.
Donde:
a =Distancia permitida entre carros, cuando ellos se detienen, m.
la =Longitud del carro, m.
tg =Tiempo para la reacción del conductor (chofer), horas.
v =Velocidad calculadas para el transporte, km/hora.
Lf =Longitud para el frenado, m.
Lf ≥ 50 m.
CLASIFICACIÓN DE LOS MÉTODOS DE DESTAPE DE LOS CAMPOS MINEROS
Tabla No. 31
C L A S E
GR U P O
M É T O D O
Índice
Por la presencia y tipo
de galerías de
destape.
Índice
Por la posición de las
galenas en el espacio
y con relación a los
contornes de la
cantera.
Índice
Por el número de
horizontes destapadas
con la galería y
función de la galería.
1
2
3
4
5
Con trincheras
exteriores inclinadas.
Con trincheras
interiores
permanentes
inclinadas
Con trincheras
interiores deslizantes,
inclinadas.
Con trincheras
abruptas
Semitrincheras
inclinadas exteriores
a
b
c
d
a
b
c
a
b
c
d
a
b
c
a
b
c
Unitario (únicas)
de grupo,
comunes (generales)
pares (dobles)
Unitarias
de grupo zig-zag
comunes (de cía
muerta, sinuosa y en
espiral) pares (dobles)
Unitarias (separadas)
de grupo
comunes (de vía
muerta o zig zag,
sinuosa y en espiral),
pares (dobles)
Unitarias de grupo
comunes
Unitarias
Comunes (de vía
muerta o zig-zag y
sinuosa)
de grupo.
I
DESTAPE CON
TRIN CHERAS
1
Con piques verticales
b
c
de grupo
comunes
II
DESTAPE CON GA-
LERÍAS SUBTERRA
2
Con piques inclinados y
cruceros
b
c
de grupo
comunes
NEAS
3
Con socavones
III
DESTAPE SIN
GALERÍAS MINERAS
-
-
-
-
IV
DESTAPE
COMBINADO
1
Combinación de los
grupos de destape con
trincheras
N1
El número, de métodos
se determina por la
combinación de los
métodos a,b,c,d, de los
1,2,3,4, de la I clase
(Continuación)
2
3
4
Combinación del
destape con
trincheras y el
destape con
galerías, subterráneas
Combinación del
destape con trincheras
y el destape sin
galerías mineras.
Combinación de va
ríos grupos de las
clases de destape
N2
N3
N4
El número de métodos
se determina por la
combinación de los
grupos 1,2,3, y 4 de
las clases I y III
El número de métodos
se determina por la
combinación de los
métodos a,b,c,d, de
los grupos 1,4 de las
clases I y III.
El numero de métodos
se determina por la
combinación de los ,
correspondientes me
todos de los grupos y
clases.
DESTAPE
COMBINADO
CLASIFICACIÓN DE LAS ROCAS POR SU VOLABILIDAD (Cantera de hierro de Kovdorskiy)
Tabla No. 32
Categoría
de las rocas
por su
volatilidad
Características de
volabilidad de las
rocas
LAS ROCAS Y SUS CA
RACTERISTICAS
Categoría de las
rocas por su
fracturamiento
Gasto
Especifico
de S.E.,
kg/m3
Salida de
mate no
condicionado
(fracciones +
800)%
I
II
III
Fácil
Volabilidad
Volabilidad
media
Difícil volabilidad
Volabilidad
Mineral de magnetita, rocas de
apatita-fosteritacas
fuertemente desintegradas,
rocas encajantes desintegradas
con vetillas de caliza y
forsterita.
Mineral de apatito forsterito
magnetita desintegrado (F=l-3)
rocas calcáreas y encajantes (1-
3), rocas apatitas- forsteriticas
monolíticas ( =3-5)
Mineral compacto de apatita
forsterito-magnetita ( =3-5),
rocas de apatito-forsterita,(=2-
5) Minerales magnético-
calcáreos(=4-6), rocas
encajantes con =10-15
Mineral apatito-forsterito-
I
II
III
0.40-
0,55
0,65
0,65
0,75
1.4
1,5
1,7
IV
V
altamente difícil
Dificultad
extremada de
volabildad
magnetita(=5-8), apatito-
forsterita(=5-7)minerales
magnético calcareos (=4-6)
rocas encajantes Compactas
(densas) y calcáreas ( =10-15)
Mineral apatito forsterito
magnetita ( =5-8), rocas a
apatito-forsterito con kcenalitos
y piroxenito ( =7-10), minerales
calcico magnéticos ( =4-6),
rocas con = 16-20.
IV
V
0,75
0,85
0,85
1,0
1,7
1.8
Í N D I C E S DE L A S V O L A D U R A S EN M A S A
Tabla No. 33
NN Número
del bloque
n/n
Número de
agregado de
perforación
Número de la
excavadora
Horizont
e (Nivel)
Cantidad
de calas
Cantidad de
S.E.(kg)
Cantidad
Total de
masa
rocosa(
miles de
ton
letón.
Minera
l
(Mena
(T)
Conté
de
minera
útil
(10me
tal)%
Estéril
(miles
de m3)
Mineral no recogí
lo de la voladura
anterior (miles
de toneladas)
(voladura en
confinamiento
Contenido
de mineral
útil (metal)
en %
ESTÉRIL no
recogido de la
voladura anterior.
(Voladura en
confinamiento.)
1
-
2 129
-
3 130
131
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-75
-65
-45
-30
-15Nc
-15Sr
0
-
-
114
-
171
117
345
-
-
26.565
-
112.590
64
-
-
-
29
-
-
-
-
-
-
100
-
-
-
-
-
-
25,5
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
300
-
80
50
-
-
-
27
-
27,3
28,5
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
I ÍD
BIBLIOGRAFÍA (en ruso)
a) Bibliografía de textos sobre Diseño (Proyectos)
1.- Rzhevskig V.V "Procesos de los trabajos mineros por cielo abierto" M-Nedra, 1980. 2.- Rzhevskig V.V. Tecnología y Mecanización Integral para los trabajos mineros a cielo abierto, M. Nedra 1979. 3.- Rzhevskig V.V Tecnología y Mecanización Integral para los trabajos a cielo Abierto. M, Nedra, 1968. 4.- Melñikov N.V. Pequeño Manual sobre Trabajos a cielo Abierto. M. Nedra 1974. 5.- Nurok G.A. Hidromecanización de los trabajos mineros a cielo abierto. M, Nedra 1970. 6.- Bases Científicas para el diseño de Canteras. Bajo la redacción general de Rzhevskig V.V y otros. M. Nedra, 1971. 7.- Teoría y Práctica sobre los trabajos a cielo abierto. Bajo la redacción general de Melñikov N.V., M. "Nedra" 1979. 8.- Proyección de Canteras. Bajo la redacción general de Jojriakov V.S.M. "Nedra" 1969.
b) Bibliografía sobre normas
9.- Reglas Únicas de Seguridad en la explotación de yacimientos de minerales útiles a Cielo Abierto. M. "Nedra" 1972. 10.- Reglas de Explotación Técnica en la extracción de yacimientos de carbón y esquistos a cielo abierto. M, Nedra, 1972 (PTEU) 11.- Normas para diseños tecnológicos de Industrias mineras de la Metalurgia no terrosa con explotación a cielo abierto. "Unipromed", "Giprotsvetmet", 1975 12.- Normas para diseños tecnológicos de Industrias mineras con explotación a cielo abierto "Giproruda", 1963. (NTPTg) 13.- Normas para diseños tecnológicos de Industrias de Materiales de construcción no minerales. Giproiriynerud", "Proyectginromejanizatsia", Stroiydat, 1968. 14.- Leyes sobre la construcción básica. Edición 3, M. "Literatura Jurídica" 1978. 15.- Avdeev. F.A. y otros. Manual de normativos sobre los trabajos de perforación y voladura. M, "Nedra" 1975. 16.- Reglas Técnicas de realización de los trabajos de voladura en superficie. M., "Nedra", 1972. 17.- Reglas Únicas de Seguridad para los trabajos de voladura. M., "Nedra", 1974.
18.- Construcciones de Tierra, Trabajos de Voladura. Reglas de producción y aceptación de trabajos. Normas y Reglas para la construcción (SNIP - BVP). 19.- Trabajos de perforación y voladura. Sbornik No. 3 EPEP - 1968 20 Trabajos en tierra, Sbornik No. 2 ENIP - 1969.
c) Bibliografía Complementaria
21.- Manual sobre trabajos de perforación y voladura. Bajo la redacción de M.F. Drukovanniy, M. "Nedra". 1976. 22.- Seguridad en los trabajos de voladura en la Industria, B.N. Kutuzov y otros. M. "Nedra", 1977. 23 Tecnología de la Explotación de yacimientos de minerales útiles a cielo abierto. Bajo la redacción de Novozhilov M.G, M "Nedra", 1971 24.- Novozhilov M,G. "Análisis minero-geométrico y Régimen de los trabajos en las canteras, Kiev, "Naukova Damka", 1971. 25.- Planificación del desarrollo de los trabajos en las canteras. Bajo la Redacción de Arsentev, A.i, M., "Nedra" 1972 26..- Sheshko IU. N. Planificación por redes y Dirección de Canteras, M., "Nedra", 1971. 27.- Arsentev A.I. Determinación de la producción y Límite de la Cantera M. "Nedra", 1970. 28.- Yoyriakov V.S y otros. Modelación Económica Matemática y Diseño de Canteras. M., "Nedra", 1977. 29.- Determinación de los parámetros principales de una cantera. Bajo la redacción de A.I. Arsentiev M., "Nedra" 1976. 30.- Simbología - Ingenieril - Minera. Bajo la redacción de G.G. Lomosov M., "Nedra" 1976. 31.-TOMAKOV P.I. Estructuración del Complejo Mecánico, M., "Nedra" 1978.
32.- Indicaciones Metodológicas para la determinación de los ángulos óptimos de inclinación de los bordes, taludes, bancos y escombreras en construcción y en explotación en las canteras. Instituto UNIMI, L 1971. 33.- Elección del transporte interior de una cantera Kuznetsov K.K y otros M., "Nedra". 1975.
A P E N D I C E S
SIMBOLOGIA Y SIGNOS PARA LOS TRABAJOS A CIELO ABIERTO DESIGNACIONES PARA LOS
OBJETOS DE TRABAJO
QP = Reservas de mineral útil.
V = Volumen de masa rocosa (estéril)
γ = Densidad de las rocas.
f = Coeficiente de resistencia de las rocas
M = Potencia del cuerpo mineral (rocas de recubrimiento)
δ = Ángulo de inclinación del cuerpo mineral.
α = Contenido de componente útil (mezcla)
L, 1 = Longitud.
B = Ancho
H = Altura (profundidad)
h = Altura del banco.
S = Superficie
γ,α,β,φ = Ángulos.
A = Producción de la cantera.
k = Coeficiente de destape (extracción pérdida)
v φ = Velocidad de avance del frente de trabajo.
n = Número de niveles.
hr, Yr = Descenso anual de los trabajos mineros
DESIGNACIONES PARA LOS MEDIOS DE TRABAJO
N = Potencia
Q = Producción.
1 = Longitud
b = Ancho
h = Altura
V, q = Capacidad
t = Tiempo
v = Velocidad
k = Coeficiente
W = Capacidad de trópico (carga)
R, r = Radio
φ = Ángulo de inclinación.
g = Masa
q = Gasto específico
d = Decímetro
W = Frecuencia de rotación.
F = Fuerza
ω = Resistencia al movimiento.
ÍNDICES DE TRABAJO
T = Periodo
C = Costo
P = Precio
DIMENSIONES DE LAS PLATAFORMAS DE TRABAJO Y SUS ELEMENTOS
EN CANTERAS DE ROCAS SUAVES (Fig. No. 4,a)
Tabla No. 34
Excavadora
Volquete
h, (m)
DISTANCIA (m) DESDE EL EJE DE LA
VÍA AUTOMOTRIZ HAS TA:
Radio de
Curvatura del
Volquete R, m.
Ancho Mínimo
de la plataforma
de trabajo La línea del prisma de
deslizamiento, C1
La arista inferior
interior del banco C3
-
ERG-4
ERG-8
KRAZ-222
BELAZ-540
BELAZ-548
BELAZ-540V
BELAZ-548
BELAZ-540V
10
—
—
—
13
--
3.0
3,0
3,5
3,0
3,5
--
2,5
—
—
—
2,5
--
10,5
8,3
11,0
8,3
11,0
8,3
26,5
19,6
25,5
19,6
28,0
22,6
DIMENSIONES DE LAS PLATAFORMAS DE TRABAJO Y SUS ELEMENTOS EN CANTERAS
DE ROCAS PEÑASCOSAS (Fig. No. 4,b)
Tabla No. 35
Excavadora
* Volquete
h,(m)
Ancho de
la franja
A, (m)
Ancho del
Amontona -
miento X.
(m)
Radio de
giro del
volquete
R, (m)
Distancia desde
el eje de la vía
m.
Ancho
Mínimo de
la
plataforma
de trabajo
m.
Cl
C2
ERG-4
ERG-8
KRAZ-222
KRAZ-222
KRAZ-222
BELAZ-540
BELAZ-540
BELAZ-540
BELAZ-548
BELAZ-548
BELAZ-548
BELAZ-540V
BELAZ-540V
BELAZ-540V
BELAZ-548
BELAZ-548
BELAZ-548
BELAZ-540
BELAZ-540
BELAZ-540
10
12
15
10
12
15
10
12
15
10
12
15
15
18
20
15
18
20
___
14,5
—
—
14,5
—
—
14,5
—
—
14,5
—
—
20,0
—
—
20,0 ———
25
26
29
25
26
29
25
26
29
25
26
29
34
37
40
34
37
40
—
10,5
—
—
8,3
—
—
11,0
—
—
8,3
___
—
11,0
—
—
8,3 ———
___
2,5
—
___
2,5
—
—
2,5
—
___
2,5
___
—
2,5
—
—
2,5 ———
—
3,0
—
—
3,0
— ; .
—
3,5
—
—
3,0
—
---
3,5
___
—
3,0 ———
39,0
39,5
41,0
34,0
35,1
36,6
40,5
41,0
42,5
34,6
35,1
36,6
45,0
46,5
48,0
34,1
40,6
42,1
* Volquetes de fabricación Soviética.
CARACTERÍSTICAS TÉCNICAS DE VOLQUETES SOVIÉTICOS
Tabla No. 36
P A R Á M E T R O S
MAE 503 -B
KRAZ 222
KRAZ 254
KRAZ 227
MAZ-525
BELAZ 540
BELAZ 548
BELAZ 549
Capacidad de carga, T.
Fórmulas de ruedas (número total
de ejes x ejes de tracción)
Peso sin Carga
Dimensiones básicas, mm.
Longitud
Ancho
Alto
Radio de giro
Velocidad máxima, Km/h
Potencia máxima del motor C.F.
Capacidad del balde m^3
Gasto de combustible por
100 km., 1
7
4x2
6750
5920
2600
2550
-----
60
180
8,2
28
10
6x4
12.200
8190
2650
2700
10,5
47
180
8,0
65
10
6x4
11.575
7927
2700
2768
------
60
180
8,0
55
12
6x4
11.500
7600
2650
2750
10,0
55
225
8,0
----
25
4x2
22.000
8305
3220
3675
10,4
30
300
14,3
160
27
4x2
22.000
7180
3500
3413
6,6
55
330
15,4
125
45
4x2
35.000
8380
3700
3675
8,7
55
520
25,2
------
65
6x4
45.000
11300- 12300
3700
3750
14-15
47
2x360
——
-------
.te
CARACTERÍSTICAS TÉCNICAS DE VOLQUETES CON REMOLQUES (SOVIÉTICOS)
Tabla No. 37
P A R Á M E T R O S
TIPO DE VOLQUETES CON REMOLQUE
MAZ-529-V MAZ_525 G MAZ-525 C
BELAZ-540 V
Capacidad de carga, T
Volumen del balde:
Geométrico, m^3
Con sombras, m^3
Peso del cabezal, T
Peso del remolque, T
Peso del volquete-remolque sin
carga, T
Peso del volquete-remolque
cargado, T.
Dimensiones, mm.
Longitud
Ancho
Altura de la plataforma de
cargado, mm.
Radio mínimo de giro, m
Velocidad máxima , Km/h
Potencia del motor, C.F
17
9
-
8,5
7,2
15,7
32,7
—
2950
—
6
40
165
36 -40
16
18
18,3
12,5
30,8
66 -70
14100
3400
2100
9,5
30
375
40
23
23
17
13
30
70
11220
3220
3400
9,5
40
450
45
23,42
25,95
17
13
30
75
10850
3480
3450
8,5
53
450.
VALOR DEL GASTO ESPECÍFICO DE S.E. PARA LA VOLADURA
DE ROCAS, MEDIANTE CARGAS CONTINUAS
(CONCENTRADAS) EN LOS TRABAJOS
A CIELO ABIERTO
Tabla No. 38
Categoría de las
ROCAS
Coeficiente de re-
sistencia de las rocas
de acuerdo con pro-
todiakonov (F)
VALOR DEL GASTO ESPECIFICO DE
S.E. (q) , Kg/ m3
En cargas para lan-
zamiento normal
En cargas para
trozamiento. I
0,5 -0,6
0.50 - 0.90
0.60 - 1.10
0.17 - 0.30
0.20 - 0.37
II
0.8 - 1.0
0.90 - 1.30
1.20 - 1.50
0.30 - 0.43
0.40 - 0.50
III
1.5 - 2.0
1.40 - 1.60
1.50 - 1.65
0.47 - 0.55
0.50 - 0.55
IV
3 - 4
1.60 - 1.70
0.53 - 0.57
V
5 - 6
1.65 - 1.75
1.75 - 1.85
0.55 - 0.58
0.58 - 0.6
VI
6 - 8
1.80 - 2.0
1.85 - 2.20
1.90 - 2.40
0.60 - 0.67
0.62 - 0.73
0.63 - 0.80
VII
8 - 1 0
2.00 - 2.60
0.68 - 0.87
VIII
12 - 14
2.10 - 2.80
0.70 - 0.93
IX
14 - 16
2.20 - 2.90
0.73 - 0.96
X
16 - 20
2.30 - 3.25
0.76 - 1.08
FORMULAS COMPLEMENTARIAS
Determinación de la altura del banco:
Altura del banco en dependencia de las dimensiones de trabajo de la excavadora y carácter de
los trabajos de voladura (de acuerdo con N.V. Melñikov).
senKp
sensenaH
``1`7.0
Donde:
a = 0 ,8 (Re +Rd) Ancho del amontonamiento de rocas después de la voladura, m;
Re = Radio de excavación de la excavadora, m;
Rd = Radio de descarga de la excavadora , m;
α = Ángulo de talud del banco, grados
β = Ángulo de talud del amontonamiento de rocas, grados;
Kp = Coeficiente de esponjamiento de las rocas;
η` = Relación de la línea de resistencia mínima de la primera fila de calas para la altura
del banco, generalmente igual a 0,55 - 0,70
η`` = Relación de la distancia entre filas de calas para la línea de resistencia mínima,
generalmente igual 0,75 - 0,85
Ancho de la franja para palas mecánicas (excavadora)
1.- Para la explotación de rocas suaves, sin empleo de voladuras
A ≈ 1,5 Re.n., m
Donde:
Re.n =Radio de excavación de la excavadora desde el nivel de ubicación de la excavadora
2.- Para la explotación de rocas peñascosas con empleo de voladuras:
a) Con dos filas de calas
mHA ,``1`
b) Con una fila de calas
mHA ,`
En rocas resistentes el ancho de la franja, después de la voladura se toma el máximo posible,
para disminuir el número del desplazamiento de las vías férreas.
AI = (1,5 - 1,7) Re.n. ,m
Ancho del amontonamiento de rocas después de la voladura:
a) De acuerdo con N.V. Melnikov
sensen
senKHa
``1`41.1
b) De acuerdo con V.V. Rzhevskig
mmH
HKAa ,`
12
Además de las designaciones más arriba indicadas, aquí H y H1 altura del banco y el
amontonamiento respectivamente, m;
m` Coeficiente que toma en cuenta la forma del amontonamiento.
A
bnm 1`
Donde:
bn = Ancho de la base superior del trapecio del amontonamiento, m.
ANCHO MÍNIMO DE LA PLATAFORMA DE TRABAJO
(de acuerdo con Ginprorudi, URSS)
Tabla No. 39
Altura del Banco m
10
12
15
20
CATEGORÍA DE LAS ROCAS POR EL
FRACTURAMIENTO
I - II
III
IV- V
20
20
20
20
20
24
30
40
30
36
45
60
CLASIFICACIÓN DE LAS ROCAS POR EL FRACTURAMIENTO
(de acuerdo con Ginprorudi)
URSS
Tabla No. 40
Categoría
del
Fracturami.
GRADO DE FRACTU
RAMIENTO
(blocosidad) DE LAS
ROCAS
Diámetro medio
de los bloques,
m.
CONTENIDO (%) EN EL
MACIZO DE LOS BLOQUES
con oimensiones, mm. + 300
+700
+1000
I
Altamente fracturadas
(bloques pequeños)
Hasta 0,1
Hasta 10
0
No hay
II
Fuertemente fractu-
radas (bloques medios)
0,1 - 0,5
10 - 70
Hasta 30
Hasta 5
III
De fracturamiento me
dio (bloques grandes)"
0,5 -1,0
70 - 100
30-80
5 - 500
IV
Poco fracturadas
(bloques muy fuertes)
1,0 - 1,5
100
80 - 100
40 -100
V
Prácticamente mono
lítico (bloques suma-
mente grandes)
más de 1,5
100
100
100
Tabla No. 41
PARÁMETROS
EKG-2
EKG-3.2 EKG-5
EKG-8
EKG 12,5
EKG 20
Albura máxima de excavación, m. Altura del banco para rocas semipeñascosas, bajo voladuras de una y dos filas de calas, m. Ide,m.de voladuras de filas múltiples de calas y en rocas sueltas, m. Ancho máximo de la franja(1,5 Re.n),m
8,5 12,5 8,5 10
10 14,5 10 13
11 16,5 11 17
12,5 19 12,5 18
15,6 23,5 15,5 22
18 27 18 26
ALTURA APROXIMADA Y ANCHO DEL AMONTONAMIENTO EN LAS VOLADURAS DE
CALAS VERTICALES
Tabla No. 42
Ancho de la
franja, A, m.
Número de
filas bajo el
ancho dado
de la franja
ALTURA DEL AMONTONA
MIENTO H1, m.
ANCHO DEL
AMONTONAMIENTO
INTERMEDIA
MÁXIMA
IMCOMPLE
TA a - A
TOTAL A
0,4 H
0,6 H
0,8 H
1 H
1,2 H
1,4 H
1,6 H
1,8 H
2 H
2,2 H
2,4 H
2,6 H
2,8 H
3 H
1
1
1 - 2
1 - 2
2
2
2 - 3
2 - 3
3
3
4
4 - 5
4 - 5
4 - 5
0,52 H
0,63 H
0,73 H
0,78 H
0,80 H
0,82 H
0,84 H
0,86 H
0,88 H
0,90 H
0,92 H
0,94 H
0,96 H
0,98 H
0,52 H
0,65 H
0,74 H
0,85 H
0,97 H
1,05 H
1,11 H
1,14 H
1,15 H
1,17 H
1,18 H
1,20 H
1,21 H
1,23 H
1,51 H
1,56 H
1,64 H
1,73 H
1,82 H
1,91 H
2 H
1,1 H
2,19 H
2,28 H
2,35 H
2,39 H
2,40 H
2,60 H
1,9 H
2,16 H
2,44 H
2,73 H
3,02 H
3,31 H
3,6 H
3,9 H
4,19 H
4,48 H
4,75 H
4,99 H
5,2 H
5,4 H
ANCHO DE LA BASE INFERIOR DE LAS TRINCHERAS PRINCIPALES
(de acuerdo con Ginprorudi, URSS)
Tabla No. 43
TRANSPORTE
CONDICIONES
DETERMI
NANTES
ANCHO DE LA BASE (m) DE ACUERDO AL
NUMERO DE VÍAS
UNA VIA
DOS VÍAS
TRES VÍAS
Ancho de la vía
mm
Férreo
1524
7,9 - 8,3
12,0 - 12,4
16,1 - 16,5
900 - 1000
7,3
10,9
14,5
750
6,5
9,5
12,5
Volquetes y
tralebusca
Capacidad de
carga de los
volquetes , T.
40 - 50
1 2 - 6
8,0 - 13,0
7,3 - 12,5
12,0 - 17,0
10,8 - 16,0
—
----
Conveyers
Ancho de la cinta,
mm 1400
7,4 - 7,8
10,0 - 10,4
----
1200
7,2 - 7,6
9,6 - 10,0
—
1000
7,0 - 7,4
9,2 - 9,6
----
RENDIMIENTO DE LAS PALAS MECÁNICAS POR TURNO DE 8 HORAS EN M3 DE ROCA
(de acuerdo con las normas de Ginprorudi, URSS)
Tabla No. 44
Excavadora
Capacidad
dé
Cucharon
M3
TIPOS DE ROCAS
1
2
3
4
5
Suatas
ARCILLOSAS
ARC.CQMPACT
SEMIP
PEÑAS
COSAS
PEÑAS
COSAS
Normal
es
Viscosas
Normales
Viscosa
s
E - 2503
E - 2505
2,5
1150
1000
750
900
600
800
650
EKG-3,2
3,2
1350
1200
850
100
700
950
750
EKG-4,6B
4,6
1950
1750
1300
1500
1050
1450
1150
EKG-5
5,0
2200
1950
1400
1600
1150
1550
1250
6,3
2700
2450
1750
2000
1450
1950
1550
6,3
——
——
____
——
____
1750
1400
EKG-8I
8,0
3100
2800
2050
2300
1650
2250
1800
10,0
____
____
— —
— —
_____
——
——
10,0
____
____
____
____
____
2400
1960
EKG-12
12,5
4200
3750
2800
3100
2250
3000
2450
16,0
5400
4800
3600
3950
2800
——
——
E-2503
E-2505
2,5
1250
110
800
950
650
900
700
EKG-3,2
3,2
1500
1300
950
1150
800
1100
850
EKG-4,6B
4,6
2150
1950
1450
1600
1150
1550
1300
5,0
2400
2150
1550
1800
1250
1750
1400
6,8
3000
2700
1950
2250
1560
2200
1750
6,3
1950
1550
EKG-8I
8,0
3400
3050
2300
2550
1800
2450
2000
10,0
4250
3800
2900
3200
2250
——
——
10,0
——
____
____
____
——
2700
2160
EKG-12
12,5
4650
4150
3100
3450
2500
3350
2700
:
16,0
5950
5300
4000
4400
3200
-------
-------
ÁNGULOS DE INCLINACIÓN PARA LOS BORDES DE LA CANTERA
(de acuerdo con Griporudi, URSS)
Tabla No. 45
Grupo
de Rocas
Características
de las rocas que
forman los
bordes.
CONDICIONES GEOLÓGICAS
Magnitud
aproximada de los
ángulos de talud de
los borde de la
cantera , grados
I
Resistencia
- Rocas resistentes, débilmente
fracturadas y sin presencia de planos de
debilitamiento orientados
desfavorablemente.
-rocas resistentes débilmente
fracturadas y con presencia de planos y
debilitamiento, abruptos (60°) 0
inclinados ( 15°)
-Rocas resistentes débilmente
fracturadas y fracturadas y con
buzamiento de los planos debilitamiento
hacia la cantera, bajo ángulos de 35 -
55°.
-Rocas resistentes débilmente
fracturadas y fracturadas y
con buzamiento de los planos
de debilitamiento hacia la cantera, bajo
ángulo de 20-30°-
80.0 KgF/cm
2
55
40 - 45
30 - 45 *
20 - 30 *
II
Los bordes están
constituidos por
rocas de
resistencia
media.
80 / 800
KgF/cm2
- Rocas relativamente estables
en los taludes y sin presencia de planos de
debilitamiento orientados esfavorablemente.
-Rocas relativamente estables
en los taludes y con presencia dé planos de
debilitamiento con buzamiento hacia la
cantera y bajo ángulos de 35-55°
-Rocas con meteorización in-
tensa en los taludes.
-Todas las rocas del grupo con
presencia de planos de debili -
tamiento que, buzan hacia la
cantera con ángulos de 20 -
30°.
40 - 45
30 - 40
30 - 35
20 - 30 *
III Los bordes o
una parte de
ellos están
constituidos por
rocas débiles o
no
cohesionadas.
<80 KgF/cm2
-Arcillas plásticas sin existencia
de superficies antiguas de
deslizamiento, contactos débiles,
entre capas y otras superficies de
debilitamiento.
-Superficie de debilitamiento
existen en la parte media o
inferior de los bordes.
20 - 30
15 - 20
VALORES APROXIMADOS DE LOS ÁNGULOS DE INCLINACIÓN DE LOS
BORDES Y BANCOS (de acuerdo con Giprorudi, URSS)
Tabla No. 46
CARACTERIS
TICAS DE LAS
ROCAS POR SU
RESISTENCIA.
COEFICIENTE
DE
RESISTENCIA
F
ÁNGULOS DE TALUD
DE LOS BANCOS EN LA
LIQUIDACIÓN DE LOS
BORDES DE LA
CANTERA, GRADOS
ÁNGULOS DE TALUDES
PARA BORDES-DE
CANTERAS (grados) CON PROFUNDIDAD DE (m)
-
90
180
240
300
En alto grado
resistentes y muy
resistentes.
15 - 20
75 - 85
60-68
57-6Í
53-60
48-54
Resistentes y
bastante
resistentes
8 - 1 4
65 - 75
50-60
48-57
45-53
42-48
De resistencia
media.
3 -7
55 - 65
45-50
41-48
39-45
36-43
Suficientemente
suaves y suaves
1 - 2
40 - 55
30-43
28-41
26-39
24-36
Suaves y terrosas
0.6-0.8
25 - 40
21-30
20-28
—
—
EL ÁNGULO DE TALUD (EN GRADOS) DEL BANCO DEPENDE DE LA AL TURA DEL BANCO
Y ESTADO DE LOS TRABAJOS.
DATOS GENERALES SOBRE LOS PARÁMETROS DE LOS BANCOS
EN LA EXPLOTACIÓN DE ROCAS SUAVES
(Datos de la URSS)
Tabla No. 47
EXCAVADORA O AGRE
GADOS PARA ARRANQUE
ALTURA DEL BANCO m ANGULO DE TALUD(grados)
Excavadora de, cadena de
cucharones múltiples para
excavación hacia arriba
Ide. para excavación hacia
abajo..
Excavadora de rotor, para
excavación hacia arriba.
ídem para excavación hacia
abajo
Excavadoras de rotor de
granpotencia, con rotor
sobrepuesto
Estaciones con monitores
hidráulicos
Hasta 10
10 – 20
20 – 25
Hasta 10
10 – 20
20 – 34
Hasta 10
10 – 20
20 – 30
30 – 40
Hasta 10
10 – 25
45 – 55
10 - 17
35-45
40-60
38-45
40-50
40-53
30-48
53-85
45-70
40-60
35-40
45-60
36-40
40-42
60-70
VALOR DE LOS ÁNGULOS DE TALUD DE LOS BANCOS
(de acuerdo con Giprorudi, URSS)
Tabla No. 48
GRUPOS
DE
ROCAS
CARACTERÍS-
TICAS DE
LOS
GRUPOS
R O C A S
ALTURA DE UN BANCO SOLO
(m)
ÁNGULO DE TALUD DEL BANCO (grados]
En trabajo
En receso
Para un banco
Para 1 banco
2 o 3 Unidades
I
Rocas
resistentes
800KgF/cm2
Rocas de
resistencia
media, 80/800
KgF/cnV
Rocas débiles y
no
cohesionadas
<80 KgF/cmz
Rocas altamente resistentes, sedimentaria
metamórficas y rocas efusivas
Rocas resistentes poco fracturadas v débilmente
meteorizadas, sedimentarias,' metamórficas y
elusivas.
Rocas, resistentes, fracturadas y débilmente
meteorizadas, sedimentarias, metamórficas y efusivas.
Rocas sedimentarias, metamórficas y efusivas, de la
zona de meteorización, relativamente estables en los
taludes, (calizas, areniscas, alebrolitas y otras rocas
sedimentarías con cemento silicito, conglomerado,
gneis, profiritas, granitos, tobas)
Rocas sedimentarias, metamórficas e efusivas,
altamente meteorizadas y todas las rocas que
intensamente se meteoriza en los taludes (argilitas,
alebrolitas esquís tos)
Rocas arcillosas así como también todas las rocas
totalmente desintegradas (des -compuestas).
Rocas arcillo-arenosas
Rocas arcillo-granosas
15 - 20
15 - 20
15 - 20
10 - 15
10 - 15
10 - 15
10 - 15
10 - 15
hasta 90
hasta 80
hasta 75
70 - 75
60 - 70
50 - 60
40 - 50
hasta 40
70 - 75
60 - 75
55 – 60
50 - 55
35 - 45
40 - 45
35 - 45
30 - 40
65 - 70
55 - 60
50 - 55
45 - 50
35 - 40
35 - 40
30 - 40
25 - 35
II
III
NOTA: Cuando el buzamiento de las capas estratificadas de los macizos, fractura .s tectónicas y otras superficies de debilitamiento caen
hacia la cantera con ángulo de 3 0 - 6 5 ° (si las fracturas están rellenas con arcilla, caen con ángulo de mas de 25°), el ángulo del,
talud del banco debe corresponder con el buzamiento de estas superficies de debilitamiento pero no ser mayor que los ángulos que
indican la tabla.
ANGULOS DE TALUDES NATURALES PARA ESCOMBRERAS (grados)
Tabla No. 49
MÉTODO DE
FORMACION DE LA
ESCOMBRERA
BAJO COEFICIENTE DE RESISTENCIA F:
F > 1
F < 1
Límites de
Oscilación
Valor Medio
Limites de
Oscilación
Valor Medio
Con conveyer
28 - 37
32
—
__
Con dragalina
30 - 38
34
34 - 60
37,5
Con pala mecánica
30 - 40
35
30 - 50
40
Con buldoser
32 - 40
36
32 - 50
41
Con arado
------------
-----------
35 - 50
42,5
ANGULOS DE FRICCIÓN INTERNA DE ROCAS DE DIFERENTE DENOMINACIÓN
LITOLOGICA, GRADOS
(de acuerdo con G.L. Fisenco)
Tabla No. 50
ROCAS PEÑASCOSAS Y SEMI-ÈÑASCOSAS
Porfiritas cuarcíferas, sienitas, granodiorita-porfiritas, cuarcitas se candarías, areniscas.
Lígnito (carbón de piedra)
Caliza, esquistos cristalinos metamórficos, porfiritas, serpentinitas alebrolitas
Granodioritas, sienitas, dioritas, granodioritas-porfiritas meteorizada; y caolinizadas
Filitas, esquistos arcillosas, gabro-diabasas, argilitas
ROCAS SUELTAS Y ARCILLOSAS
Tipo ripio--------------------------------------------------------------------------------------------------------
Grava y material redondeado---------------------------------------------------------------------------------
Arenas cuarcíferas y feldespáticas.---------------------------------------------------------------------------
De grano grueso-------------------------------------------------------------------------------------------------
De grano medio--------------------------------------------------------------------------------------------------
De grano fino----------------------------------------------------------------------------------------------------
Arenas micáceas-------------------------------------------------------------------------------------------------
Arcillas arenosas hidromicáceas------------------------------------------------------------------------------
Limo tipo loes, arcillas rojas - pardas.-----------------------------------------------------------------------
Arcillas
Caoliniticas arenosas--------------------------------------------------------------------------------------------
Hidromicáceas cerosas-----------------------------------------------------------------------------------------
Arenosas Micáceas---------------------------------------------------------------------------------------------
Caoliniticas cerosas--------------------------------------------------------------------------------------------
Montmorillonítica----------------------------------------------------------------------------------------------
ζ
35 - 35
36
31 - 33
30 - 31
26 - 27
40
38
36
34
32
28
30 - 31
26 - 29
22 - 25
20 - 25
20 - 22
17 - 20
16
10 - 20
CARACTERÍSTICAS TÉCNICAS DE LAS EXCAVADORAS DE CUCHARON
PARA CANTERAS Y DESTAPE
Tabla No. 51
CARACTERÍSTICAS
MARCA DE LA EXCAVADORA
EKG-4
EKG-8
EVG-4
EVG-6(8)
EVG-1
EVG35/65 - Capacidad del cucharon, M^3
- Longitud de la pluma, M - Longitud del Brazo, M - Ángulo de inclinación de la pluma,gr. - Radio de excavación desde el nivel de estacionamiento, M. - Radio máximo de excavación M. - Altura máxima de excavación M. - Radio de descarga bajo altura máxima de descarga, M. -Radio máximo de descarga, M. - Altura de descarga bajo radio máximo de descarga - Altura máxima de descarga, IV - Radio de rotación de la parte tracera, M. - Ancho del tren de orugas, M - Longitud del tren de orugas, M - Ancho de la cadena de orugas M - Número de orugas, unidades - Altura del eje del codo de la pluma,M. - Distancia desde el eje del codo de la pluma hasta el eje de rotación, M. - Luz por debajo de la plataforma de giro, M. - Altura de la carrocería, M. - Ancho de la carrocería, M. - Potencia del motor eléctrico Kw. - Tensión en la línea de corriente miles V. - Duración del cielo en transporte en rocas de IV categoría y ángulo de giro de la excavadora en 90,seg. - Velocidad de desplazamiento, Km /Hora
4 10,5 7,28 45 8,66 14,3 10 12,5 12,6 4,86 6,3 5,25 6,0 0,9 2 2,36 2,35 1,68 5,3 5,46 250 6 24 0,45
8 12 8,74 45 11,70; 17,54 12,95 14,8 5,75 8,4 7,0 7,9 1,1 2 3,21 2,85 2 6,4 6,5 520 6 26 0,8
4 20,5 12,88 55 13,60 22,7 20,9 18,4 20,9 9,4 16 7 7,8 1,4 2 3,15 2,85 2 6,3 6 520 6 35 0,8
6 30 20 45 21,5 35,02 26,85 30,4 32,9 13,5 22,2 9-65 2,90 14,06 0,9 8 5,86 4,5 4,96 12,34 8,42 520 6 45 0,63
15 36 19,05 45 20,5 40 30 36,5 37,8 15 26 12 16 1,1 8 2 5,4 6 15 9 1450 6 50 0,31
35 65 44con el cucharon 45 37 65 40 58 62 24 45 18,95 5 26,7 1,5 8 11,5 8,5 9 20 14 2x1450 6 55 0,2
- Velocidad de rotación de la
plataforma, rw/win
3,35 0,87 12 2 180
2,49 1,0 12,5 2,5
2,49 1,35 12,5 2 324
1,76 1,07 8 1,92 320,50
1,5 1,3 7,5 2,58 662,44
1,65 1,58 5 2,76 2650.
- Velocidad del levantamiento del
cucharon, M/seg.
- Gradiente máxima en
desplazamiento, grad.
- Precisión específico sobre el
terreno Kg/cm2
- Peso de la excavadora
LONGITUD RACIONAL DEL BLOQUE Y FRENTE PARA LA EXCAVADORA
Tabla No. 52
MARCA DE LA EX
CAVADORA
CANTIDAD DE EX
CAVADORA
LONGITUD DEL
BLOQUE
LONGITUD DEL
FRENTE, M.
EKG-4
1
550 - 1300
550 - 1300
EKG-4
2
400 - 1200
800 - 2400
EKG-4
3
400 - 900
1200 - 2700
EKG-8
1
600 - 1300
600 - 1300
EKG-8
2
400 - 1200
800 - 2400
EKG-8
3
400 - 1000
1200 - 300
Tabla No. 53
TIPO DE
EXCAVADORA
CAPACIDAD DEL
CUCHARON DE LA
EXCAVADORA M^3
EN ROCAS SUELTAS
CON ALTURA DEL
BANCO
EN ROCAS PEÑASCOSAS CON
ALTURA DEL BANCO, M.
CAVADORA, M3
Hasta 10
12
Hasta 10
12
15
20
E - 2005
EKG 4
EKG-4
EKG-8
2,25
3
4
6
8
300*
150
400
200
400
------
-------
---------
----------
----------
400
200
400
200
500
400
700
600
-------
-------
-------
400
300
600
500
------
700
600
-------
400
500
------
600
500
---------
-------
-------
____
500
400
-------
*En el numerador se da la longitud del frente de trabajo para la excavadora con transporte férreo
y el numerador cuando tiene transporte automotriz.
CONDICIONES PARA EL EMPLEO DE LOS VOLQUETES DE DIFERENTE CAPACIDAD DE
CARGA
Tabla No. 54
CAPACIDAE
DE CARGA
T
VOLUMEN
RACIONAL
PARA LA
TRANSPORTA
CION MILLO"
NES DE T.
DISTANCIA
NACIONAL
DE TRANS
PORTE Km
RENDIMIEN
MILLONES
DE T. AÑO
CONDICIONES PARA EL
EMPLEO
Hasta 10
Hasta 5
0,5 - 1,5
100 - 250
Construcción, trabajos
auxiliares, explotación de
canteras de poca producción
(Materiales de Construcción y
otros.)
10 - 30
10 - 15
1 - 2
200 - 350
Trabajos mineros de prepa ración,
franqueo de trinche ras, trabajos
de destape y extracción
30 - 75
15 - 30
1,5 - 3
550 - 1100
Principalmente en trabajas de
destape y extracción eN
diferentes zonas de la cantera,
rara vez en trabajos mineros de
preparación. 75 - 250
30 - 100
3 - 5
1500 - 3500
En trabajos de extracción (de los
niveles inferiores) autovolquetes
con capacidad de carga hasta
120-150 T; en trabajos de des-
tape-volquetes con capacidad de
carga mayor a 120-150 T.
>250
>100
>5
>3500
Principalmente en trabajos de
destape.
GASTO ESPECIFICO PROYECTO (Y ) DE CARGA DE S.E. PARA VOLADURAS
EN DIFERENTES ROCAS
Tabla No. 38 a
ROCAS
Resistencia de acuerdo
con Protodiakonov
Gasto específico Proyecto de S.E.
Kg/M3
Categoría
Coeficiente
Para
lanzamiento
Para trozamiento.
Arena Arena compacta húmeda Limo Pesado Arcilla resistente Loes Tiza Yeso Caliza conchífera. Opaka, Marga Tobas fracturadas, piedra pómez compacta y pesada. Conglomerado y brecha en cemento calizo Areniscas en cemento arcilloso esquistos arcillosos, caliza, margas. Dolomita, caliza, magnesita, arenisca en cemento calizo Caliza, arenisca Granito, Granodiorita Basalto, Andesita Cuarcitas Porfiritas
IX VIII VII VII Vlla VI VI VI VI VI V V IV IV - III IV-I III-I II II-I
0,5 0,6 0,6 1,0 0,8 2 2 2 2 2 4 4 6 6-10 6-20 10-20 15 15-20
1,5-1,7 1,2-1,3 1,0-1,50 1,0-1,30 0,9-1,30 0,8-1,35 1,0-1,30 1,5-1,75 1,0-1,30 1,30-1,50 1,50-1,40 1,15-1,40 1,3-1,70 1,3-2,10 1,5-2,15 1,75-2,30 1,50-1,75 2,1-1,15
_ ___ ———— 0,35-0,40 0,35-045 0,30-0,45 0,25-0,30 0,35-0,45 0,50-0,60 0,35-0,45 0,45-0,50 0,40-0,50 0,40-0,50 0,45-0,60 1,3-2,10 0,5-0,7 0,6-0,75 0,5-0,6 0,7-0,75