ESCUELA POLITÉCNICA NACIONAL - Repositorio...

ESCUELA POLITÉCNICA NACIONAL

FACULTAD DE INGENIERÍA MECÁNICA

DISEÑO DE UN MARTILLO DE CARGA VARIABLE CON

CAPACIDAD DE PERFORACIÓN DE 12 METROS LINEALES

UTILIZANDO UNA BROCA DE 3 PULGADAS DE DIÁMETRO PARA

USO EN MINAS DE PRODUCCIÓN DE MATERIAL PÉTREO.

PROYECTO PREVIO A LA OBTENCIÓN DEL TÍTULO DE INGENIERO

MECÁNICO

MIGUEL ÁNGEL EGAS LOOR

[email protected]

DANIEL ALEJANDRO PÉREZ QUISHPE

[email protected]

Director: Ing. Jaime Vargas

[email protected]

Quito, 2012

DECLARACIÓN

Nosotros, MIGUEL ÁNGEL EGAS LOOR Y DANIEL ALEJANDRO PÉREZ

QUISHPE, declaramos bajo juramento que el trabajo aquí descrito es de nuestra

autoría; que no ha sido previamente presentada para ningún grado o calificación

profesional; y, que hemos consultado las referencias bibliográficas que se

incluyen en este documento.

La Escuela Politécnica Nacional puede hacer uso de los derechos

correspondientes a este trabajo, según lo establecido por la Ley de Propiedad

Intelectual, por su Reglamento y por la normatividad institucional vigente.

____________________________ ____________________________

Miguel Ángel Egas Loor Daniel Alejandro Pérez Quishpe

CERTIFICACIÓN

Certificamos que el presente proyecto previo a la obtención del título de IngenieroMecánico fue desarrollado por MIGUEL ÁNGEL EGAS LOOR Y DANIELALEJANDRO PÉREZ QUISHPE, bajo nuestra supervisión.

____________________________

Ing. Jaime Vargas

DIRECTOR

____________________________ ____________________________

Ing. Washington Altuna Ing. Jorge Escobar

Colaborador Colaborador

AGRADECIMIENTOS

Al ingeniero Jaime Vargas por su excelente dirección y apoyo en el desarrollo delpresente proyecto de titulación.

A los ingenieros Washington Altuna y Jorge Escobar por sus sugerencias yacertada colaboración en el desarrollo del proyecto.

Al ingeniero David Garzón por su colaboración, amistad y paciencia para eldesarrollo del tema así como por el productivo tiempo brindado.

A la Facultad de Ingeniería Mecánica por ser parte de nuestro crecer profesional.

A nuestros amigos por su desinteresada amistad brindada durante la carrera.

A nuestros familiares por su incansable apoyo moral, por inculcarnos principiosque permitieron desenvolvernos con gran ética en la vida estudiantil útiles ennuestro desarrollo profesional y por soportar todas las flaquezas que hemospodido tener durante este tiempo.

A todas las personas que de una u otra manera fueron apoyos y participes deeste logro.

A la señorita Alejandra Tello por brindarnos su apoyo, paciencia y amor durante eltiempo que nos ha acompañado. A los señores Jonatan Hallo y José Jaramillo porsu amistad brindada.

Miguel Ángel Egas Loor

Daniel Alejandro Pérez Quishpe

DEDICATORIA

A Dios por no desampararme durante mi vida.

A mi madre Santa María Loor Parrága por la que empecé este sueño de serprofesional y a la que le debo todo lo que soy.

A mi padre Mariano Egas Calderón por brindarme su apoyo, principios yconocimientos de la vida para delinearme con ética y rectitud.

A mis hermanos que han sido apoyo constante en mi vida, a Marianela Antoniapor su amistad y cariño brindado. A Juan Carlos por su apoyo y amistad que mebrindó desinteresadamente. A mis sobrinos Dennisse, Santiago Saúl y Karla queson como mis hijos a los cuales cuidaré y apoyaré sin dudar.

Miguel Ángel Egas Loor

A la Santísima Trinidad por iluminarme en los diferentes pasajes de mi vida.

A Sonia por entregar el conocimiento y exponer el potencial de su hijo. A Juan porsoportar las insolencias dentro y fuera de la cancha. A Eliana por hacer el papelde mi conciencia. A Elvis y demás primos mostrándoles que todo se puede lograrcon perseverancia.

A mis “ñaños” Chalo y Mauro por impregnar en mí sus sentimientos, templanza,seguridad y llevarme a “cabajar”; que gracias a sus enseñanzas elegí estecamino.

A mis amigos y compañeros CHAMOS, BCHS por todas las locas aventurasrealizadas durante la juventud, SI TE ASOMAS y VENTE COLOKIO por su apoyoincondicional cuando nadie creía en mí.

A Estefani y Cris por entregar su sincero e ilimitado amor otorgándome la fuerzaen la lucha viva de mi pelea oscura contra mí mismo.

“PER ASPERA AD ASTRA”

Daniel Alejandro Pérez Quishpe

ÍNDICE DE CONTENIDO

LISTA DE FIGURAS.............................................................................................................iLISTA DE TABLAS.............................................................................................................viLISTA DE ANEXOS...........................................................................................................xiiRESUMEN..........................................................................................................................xiiiPRESENTACIÓN...............................................................................................................xiv

CAPÍTULO 1 ....................................................................................................................... 1FUNDAMENTO TEÓRICO .............................................................................................. 11.1 OBJETIVOS DEL PROYECTO........................................................................... 1

1.1.1 OBJETIVO GENERAL ........................................................................................ 1

1.1.2 OBJETIVOS ESPECÍFICOS ................................................................................ 1

1.2 INTRODUCCIÓN................................................................................................. 1

1.3 GENERALIDADES.............................................................................................. 2

1.3.1 CARACTERIZACIÓN GEOLÓGICA Y ZONIFICACIÓN................................ 2

1.3.1.1 ZONA I.................................................................................................................. 3

1.3.1.2 ZONA II ................................................................................................................ 3

1.3.1.3 ZONA III ............................................................................................................... 3

1.3.1.4 ZONA IV............................................................................................................... 3

1.3.1.5 ZONA V ................................................................................................................ 3

1.4 ANTECEDENTES ................................................................................................ 4

1.4.1 MÉTODOS DE PERFORACION DE ROCAS................................................ 4

1.4.2 APLICACIÓN DE LOS MÉTODOS DE PERFORACIÓN................................. 5

1.4.2.1 MÉTODOS ROTOPERCUTIVOS ....................................................................... 5

1.4.2.1.1 PERFORACIÓN NEUMÁTICA CON MARTILLO EN CABEZA.................... 6

1.4.2.1.2 PERFORACIÓN HIDRÁULICA CON MARTILLO EN CABEZA ................... 7

1.4.3 SISTEMAS DE AVANCE.................................................................................... 7

1.4.4 SISTEMAS DE MONTAJE.................................................................................. 8

1.4.5 VELOCIDAD DE PERFORACIÓN..................................................................... 9

1.4.6 ACCESORIOS DE PERFORACIÓN ROTOPERCUTIVA................................. 9

1.4.6.1 VARILLAS DE PERFORACIÓN ........................................................................ 9

1.4.6.2 ADAPTADORES.................................................................................................I9

1.4.6.3 UNIONES............................................................................................................ 10

1.4.6.4 BROCAS ............................................................................................................. 10

CAPÍTULO 2 ..................................................................................................................... 11PLANTEAMIENTO Y SELECCIÓN DE ALTERNATIVAS...................................... 112.1 DEFINICIÓN DEL PROBLEMA....................................................................... 11

2.3 ESTUDIO DE CAMPO ...................................................................................... 11

2.4 DATOS OBTENIDOS ........................................................................................ 15

2.5 BASES Y ESPECIFICACIONES DE DISEÑO................................................. 18

2.6 FORMULACIÓN DE LAS ALTERNATIVAS.................................................. 19

2.6.1 SISTEMA NEUMÁTICO ................................................................................... 19

2.6.1.1 VENTAJAS......................................................................................................... 20

2.6.1.2 DESVENTAJAS ................................................................................................. 20

2.6.2 SISTEMA HIDRÁULICO .................................................................................. 21

2.6.2.1 VENTAJAS......................................................................................................... 22

2.6.2.2 DESVENTAJAS ................................................................................................. 22

2.6.3 SISTEMA ELÉCTRICO ..................................................................................... 23

2.6.3.1 MÁQUINA ELÉCTRICA................................................................................... 23

2.6.3.2 VARIADOR DE FRECUENCIA........................................................................ 24

2.6.3.3 VENTAJAS......................................................................................................... 24

2.6.3.4 DESVENTAJAS ................................................................................................. 25

2.7 SELECCIÓN DE LA MEJOR ALTERNATIVA ............................................... 26

2.7.1 MÉTODO ORDINAL CORREGIDO DE CRITERIOS PONDERADOS. PARA LOS SISTEMAS DE ALIMENTACIÓN. .............................................. 26

CAPÍTULO 3 ..................................................................................................................... 31DISEÑO DE LA MÁQUINA............................................................................................ 313.1 DEFINICIÓN DE VARIABLES Y ANÁLISIS DE DATOS............................. 31

3.1.1 DEFINICIÓN DE VARIABLES......................................................................... 31

3.1.2 ANÁLISIS DE DATOS ...................................................................................... 31

3.1.3 FUNDAMENTOS DE DISEÑO......................................................................... 32

3.1.3.1 VÁSTAGO PERFORADOR............................................................................... 32

3.1.3.2 MOTOR ELÉCTRICO Y REDUCTOR DE VELOCIDAD............................... 33

3.1.3.3 VARIADOR DE FRECUENCIA (VDF)............................................................ 33

3.1.3.4 MATERIAL DE LOS ELEMENTOS MECÁNICOS ........................................ 33

3.1.3.5 ALTURA DE LA EXCÉNTRICA...................................................................... 33

3.1.3.6 EXPULSIÓN DEL MATERIAL ........................................................................ 34

3.1.3.7 ACCESORIOS DE PERFORACIÓN ................................................................. 34

3.1.3.8 REPUESTOS....................................................................................................... 34

3.1.3.9 SOLDADURA .................................................................................................... 34

3.2 DISEÑO DE LOS ELEMENTOS MECÁNICOS .............................................. 34

3.2.1 ACOPLE DEL VÁSTAGO PERFORADOR ..................................................... 34

3.2.1.1 DISEÑO ESTÁTICO .......................................................................................... 34

3.2.1.1.1 CÁLCULO DEL DIÁMETRO EXTERIOR....................................................... 34

3.2.1.1.2 CÁLCULO DEL DIENTE ................................................................................... 37

3.2.1.2 DISEÑO DINÁMICO .......................................................................................... 40

3.2.1.3 RESISTENCIA A LA FATIGA SUPERFICIAL EN EL ESTRIADO. INTERIOR DEL ACOPLE.................................................................................. 46

3.2.2 ENGRANAJE DE LA EXCÉNTRICA................................................................ 48

3.2.2.1 DISEÑO ESTÁTICO ........................................................................................... 48

3.2.2.2 DISEÑO DINÁMICO A FLEXIÓN .................................................................... 52

3.2.2.3 DISEÑO A LA FATIGA SUPERFICIAL ........................................................... 54

3.2.3 RESORTES .......................................................................................................... 56

3.2.3.1 DISEÑO DEL RESORTE.................................................................................... 56

3.2.3.2 LONGITUDES..................................................................................................... 59

3.2.3.3 DETERMINACIÓN DEL PANDEO................................................................... 61

3.2.3.4 DISEÑO A LA FATIGA...................................................................................... 62

3.2.4 EJE EXCÉNTRICO ............................................................................................. 66

3.2.4.1 DISEÑO ESTÁTICO ........................................................................................... 66

3.2.4.1.1 CÁLCULO DE REACCIONES PLANO XY...................................................... 67

3.2.4.1.2 CÁLCULO DE REACCIONES PLANO XZ ...................................................... 69

3.2.4.1.3 CÁLCULO DE REACCIONES Y MOMENTOS TOTALES ............................ 70

3.2.4.2 DISEÑO DINÁMICO .......................................................................................... 73

3.2.5 VÁSTAGO ........................................................................................................... 77

3.2.6 PLACA FIJA Y MÓVIL ...................................................................................... 80

3.3 SELECCIÓN DE LOS ELEMENTOS MECÁNICOS........................................ 83

3.3.1 COJINETES DE RODAMIENTOS EN ACOPLES SUPERIOR E. INFERIOR DEL VASTAGO PERFORADOR................................................... 83

3.3.1.1 SELECCIÓN DE COJINETES DE RODAMIENTOS ....................................... 83

3.3.1.2 CONDICIÓN DE CARGA .................................................................................. 83

3.3.1.2.1 PRUEBA 1 ........................................................................................................... 83

3.3.1.2.2 PRUEBA 2 ........................................................................................................... 85

3.3.2 COJINETES DE RODAMIENTOS EN EL EJE EXCÉNTRICO....................... 85

3.3.2.1 SELECCIÓN DE COJINETES DE RODAMIENTOS ....................................... 85

3.3.2.2 CONDICIÓN DE CARGA .................................................................................. 85

3.3.2.2.1 COJINETES DE RODAMIENTOS RÍGIDOS DE BOLAS EN LOS. PUNTOS A Y B................................................................................................... 85

3.3.2.2.2 COJINETES DE RODAMIENTOS RÍGIDOS DE BOLAS EN LOS. PUNTOS 1 Y 2 .................................................................................................... 87

3.3.3 CHAVETA (EJE EXCÉNTRICO – ENGRANAJE) ........................................... 88

3.3.4 TUERCA Y TORNILLO DEL VÁSTAGO ........................................................ 90

3.3.4.1 DISEÑO ESTÁTICO ........................................................................................... 91

3.3.4.2 DISEÑO DINÁMICO .......................................................................................... 93

3.3.4.3 AUTOBLOQUEO................................................................................................ 93

3.3.4.4 EFICIENCIA DE LOS TORNILLOS.................................................................. 96

3.3.5 PASADOR ........................................................................................................... 96

3.3.6 CADENA ........................................................................................................... 100

3.3.7 PERNOS PARA SUJECIÓN ACOPLE DE COJINETES DE. RODAMIENTOS CÓNICOS Y PLACA .......................................................... 104

3.3.7.1 DETERMINACIÓN DEL LÍMITE DE RESISTENCIA................................... 106

3.3.8 PERNOS PARA SUJECIÓN DE LOS ALOJAMIENTOS DE. RODAMIENTOS EN LOS EXTREMOS DEL EJE EXCÉNTRICO............... 110

3.3.9 PERNOS PARA CERRAR LA CARCASA...................................................... 113

3.3.10 SOLDADURA GANCHO CARCASA ............................................................. 117

3.3.10.1 DISEÑO ESTÁTICO EN METAL DE SOLDADURA ..................................... 118

3.3.10.2 DISEÑO ESTÁTICO EN METAL BASE.......................................................... 119

3.3.11 SOLDADURA DE LA CARCASA.................................................................... 120

CAPÍTULO 4 ................................................................................................................... 121LISTA DE VERIFICACIÓN, AJUSTE DE PARTES Y PIEZAS. ........................... 1214.1 CONSTRUCCIÓN, MONTAJE, MANUAL DE OPERACIÓN Y. MANTENIMIENTO.......................................................................................... 121

4.1.1 CONSTRUCCIÓN ............................................................................................. 121

4.1.1.1 PROCEDIMIENTO DE CONSTRUCCIÓN ..................................................... 121

4.1.1.2 REQUERIMIENTOS PARA LA CONSTRUCCIÓN....................................... 121

4.1.1.2.1 MÁQUINAS - HERRAMIENTAS.................................................................... 122

4.1.1.2.2 HERRAMIENTAS............................................................................................. 122

4.1.1.2.3 INSTRUMENTOS DE MEDICIÓN Y VERIFICACIÓN................................. 122

4.1.1.2.4 MATERIA PRIMA ............................................................................................ 123

4.1.1.2.5 ELEMENTOS NORMALIZADOS ................................................................... 124

4.1.1.2.6 ELEMENTOS SELECCIONADOS................................................................... 124

4.1.2 MONTAJE ......................................................................................................... 125

4.1.2.1 MONTAJE DE LOS SUBCONJUNTOS PREVIOS AL ENSAMBLE DEL. FINAL DEL MARTILLO.................................................................................. 125

4.1.2.1.1 MONTAJE DE LA PLACA DE RODAMIENTOS CON BRIDA. CIRCULAR...................................................................................................... 125

4.1.2.1.2 MONTAJE DE LA PLACA RODAMIENTOS – ENGRANAJE CON. BRIDA CIRCULAR......................................................................................... 125

4.1.2.1.3 MONTAJE DE LA PLACA LATERAL, PERFIL L CON EL APOYO. DEL GANCHO PARA LA CADENA............................................................. 125

4.1.2.1.4 MONTAJE BASE MOTOR DE GIRO............................................................. 125

4.1.2.1.5 MONTAJE SOPORTE MOTOR DE GIRO ..................................................... 126

4.1.2.1.6 MONTAJE BASE MOTOR DE MOVIMIENTO ............................................ 126

4.1.2.1.7 MONTAJE SOPORTE MOTOR DE MOVIMIENTO..................................... 126

4.1.2.1.8 MONTAJE GUÍA BASE .................................................................................. 126

4.1.2.1.9 MONTAJE DE LA GUÍA BASE CON PERFIL L .......................................... 126

4.1.2.1.10MONTAJE DEL EJE EXCÉNTRICO Y RODAMIENTOS............................ 127

4.1.2.1.11MONTAJE DE LA COLUMNA DE APOYO DEL MARTILLO ................... 127

4.1.2.2 MONTAJE DEL MARTILLO .......................................................................... 127

4.1.2.3 MONTAJE DE LA VIGA................................................................................. 129

4.1.3 MANUAL DE OPERACIÓN Y MANTENIMIENTO..................................... 130

4.1.3.1 DESPIECE ........................................................................................................ 130

4.1.3.2 MANTENIMIENTO ......................................................................................... 131

4.1.3.2.1 INSTRUCCIONES DE SEGURIDAD ............................................................. 131

4.1.3.2.2 LIMPIEZA ........................................................................................................ 132

4.1.3.2.3 COJINETES DE BOLAS Y RODILLOS CÓNICOS....................................... 132

4.1.3.2.4 BOCINES .......................................................................................................... 132

4.1.3.2.5 RESORTES ....................................................................................................... 133

4.1.3.2.6 ACCESORIOS .................................................................................................. 133

4.1.3.2.7 MANTENIMIENTO GENERAL...................................................................... 133

4.1.3.3 OPERACIÓN ..................................................................................................... 134

4.1.3.4 SEGURIDAD ..................................................................................................... 136

4.1.3.5 PLAN DE MANTENIMIENTO ........................................................................ 136

4.1.4 LISTA DE VERIFICACIÓN (CHECKLIST).................................................... 136

4.2 HOJAS DE PROCESOS .................................................................................... 148

4.3 ELABORACIÓN DE PLANOS......................................................................... 148

4.4 ESTIMACIÓN DE TIEMPOS DE OPERACIÓN Y RENDIMIENTO ............ 148

4.4.1 LIMPIEZA DEL HUECO................................................................................... 148

4.4.2 FUNCIONES DEL FLUIDO DE OPERACIÓN ................................................ 148

4.4.3 REMOCIÓN DE LOS RECORTES DEL HUECO............................................ 149

4.4.4 CÁLCULO DEL FLUJO NECESARIO PARA LA REMOCIÓN DE LAS. PARTICULAS DE ROCA............................................................................... 149

4.4.5 ECUACIÓN PARA OBTENER EL FLUJO DE AIRE DE CADA. SECCIÓN......................................................................................................... 151

4.4.5.1 SECCIÓN ANULAR 1 .................................................................................... 152

4.4.5.2 SECCIÓN ANULAR 2 .................................................................................... 153

4.4.5.3 SECCIÓN ANULAR 3 .................................................................................... 153

4.4.6 MOTOR DE AVANCE.................................................................................... 153

4.4.6.1 VELOCIDAD DE AVANCE........................................................................... 153

4.4.6.2 REVOLUCIONES DEL MOTOR REDUCTOR DE AVANCE..................... 154

4.4.6.3 REVOLUCIONES DEL MOTOR REDUCTOR DE AVANCE PARA. SACAR LA HERRAMIENTA ATRAPADA ................................................. 155

4.4.7 PRESIÓN DE OPERACIÓN VS PROFUNDIDAD ....................................... 155

4.4.8 CAPACIDAD DE BARRIDO DE AIRE VS PRESIÓN DE OPERACIÓN... 156

4.4.9 PRESIÓN DE OPERACIÓN VS DENSIDAD................................................ 156

4.4.10 TIEMPOS DE RENDIMIENTO EN COMPARACIÓN CON OTROS. MARTILLOS................................................................................................... 158

4.4.10.1 ANÁLISIS DE RESULTADOS....................................................................... 159

4.4.10.1.1 MARTILLO ..................................................................................................... 159

4.4.10.1.2 COMPRESOR.................................................................................................. 159

4.4.10.1.3 CAPACIDAD DE PERFORAR....................................................................... 160

4.4.10.1.4 COMBUSTIBLE.............................................................................................. 160

CAPÍTULO 5 ................................................................................................................... 162ESTIMACIÓN DE COSTOS. ........................................................................................ 1625.1 COSTOS DIRECTOS ...................................................................................... 163

5.1.1 COSTO DE MATERIALES ............................................................................ 163

5.1.2 COSTO DE ELEMENTOS NORMALIZADOS............................................. 164

5.1.3 COSTO DE MAQUINADO............................................................................. 165

5.1.4 COSTO DE MONTAJE ................................................................................... 168

5.1.5 COSTO DIRECTO TOTAL............................................................................. 168

5.2 COSTOS INDIRECTOS .................................................................................. 168

5.2.1 COSTO DE MATERIAL ................................................................................. 168

5.2.2 COSTO DE INGENIERÍA............................................................................... 169

5.2.3 IMPREVISTOS................................................................................................ 169

5.2.4 COSTO INDIRECTO TOTAL ........................................................................ 170

5.3 COSTO TOTAL DEL MARTILLO................................................................. 170

5.4 COSTO TOTAL DE PERFORACIÓN PARA DAR SERVICIO ................... 171

5.4.1 COSTOS DIRECTOS ...................................................................................... 173

5.4.1.1 MATERIA PRIMA Y MATERIALES DIRECTOS ...................................... 173

5.4.1.2 MANO DE OBRA DIRECTA ........................................................................ 174

5.4.1.3 CARGAS SOCIALES..................................................................................... 174

5.4.2 COSTOS DE FABRICACIÓN ....................................................................... 175

5.4.2.1 COMBUSTIBLE Y LUBRICANTES ............................................................ 175

5.4.2.2 ÚTILES DE OFICINA.................................................................................... 176

5.4.2.3 ÚTILES DE ASEO.......................................................................................... 177

5.4.2.4 MANO DE OBRA INDIRECTA.................................................................... 177

5.4.2.5 CARGAS SOCIALES..................................................................................... 177

5.4.2.6 SEGURO ......................................................................................................... 178

5.4.3 COSTOS DE ADMINISTRACIÓN................................................................ 179

5.4.3.1 SUELDOS Y SALARIOS (EJECUTIVOS, PERSONAL AUXILIAR) ........ 179

5.4.3.2 CARGAS SOCIALES..................................................................................... 180

5.4.3.3 ÚTILES DE OFICINA.................................................................................... 180

5.4.3.4 ALQUILERES ................................................................................................ 181

5.4.4 COSTOS DE VENTAS................................................................................... 182

5.4.4.1 SUELDOS Y SALARIOS (EJECUTIVOS DE VENTAS) ............................ 182

5.4.4.2 CARGAS SOCIALES..................................................................................... 182

5.4.4.3 OTROS GASTOS DE VENTAS .................................................................... 183

5.4.5 COSTOS FINANCIEROS .............................................................................. 184

5.4.5.1 CUENTA......................................................................................................... 184

5.4.6 PRESUPUESTO DE INGRESOS................................................................... 187

5.4.7 ESTADO PROFORMA DE PÉRDIDAS Y GANANCIAS ........................... 188

5.4.8 INVERSIONES............................................................................................... 189

5.4.9 FINANCIAMIENTO ...................................................................................... 189

5.4.10 USO DE FONDOS.......................................................................................... 189

5.4.11 PUNTO DE EQUILIBRIO.............................................................................. 190

5.4.12 EVALUACIÓN FINANCIERA...................................................................... 193

5.4.12.1 CORRIENTE DE LIQUIDEZ (CL) ................................................................ 193

5.4.12.2 RENTABILIDAD DEL PROYECTO (R) ...................................................... 194

5.4.12.3 CRONOGRAMA DE INVERSIONES........................................................... 194

5.4.12.4 DEPRECIACIÓN LINEAL ............................................................................ 194

5.4.12.5 VALOR ACTUAL NETO (VAN) .................................................................. 195

5.4.12.6 RELACIÓN BENEFICIO - COSTO............................................................... 195

5.4.12.7 TASA INTERNA DE RETORNO (TIR)........................................................ 196

CAPÍTULO 6 ................................................................................................................... 197SIMULACIÓN................................................................................................................. 1976.1 SIMULACIÓN DE LA MÁQUINA .............................................................. 197

6.1.1 PARTE CENTRAL / ACOPLE DEL VÁSTAGO PERFORADOR ............. 197

6.1.2 EJE EXCÉNTRICO ....................................................................................... 203

CAPÍTULO 7 ................................................................................................................... 206CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES. ........................................................... 2067.1 CONCLUSIONES........................................................................................... 206

7.2 RECOMENDACIONES ................................................................................. 208

BIBLIOGRAFÍA ............................................................................................................. 209ANEXOS .......................................................................................................................... 211

i

LISTA DE FIGURAS

Figura 1. 1 Propuesta de zonificación actual de las áreas de explotación ........................... 4

Figura 1. 2 Perforadoras con martillo en cabeza ................................................................. 5

Figura 1. 3 Perforadora Neumática...................................................................................... 6

Figura 1. 4 Perforadora Hidráulica. ..................................................................................... 7

Figura 1. 5 Perforadora de cadena utilizada en la explotación de roca de la cantera. Berdu. ................................................................................................................ 8

Figura 1. 8 Perforadora subterránea y a cielo abierto.......................................................... 8

Figura 1. 7 Varillas de forma redonda y hexagonal. ........................................................... 9

Figura 1. 11 Extensiones con seis estrías. ........................................................................... 10

Figura 1. 9 Unión con nervio central y estriado. ............................................................... 10

Figura 1. 10 Tipos de brocas. .............................................................................................. 10

Figura 2. 1 Condiciones de trabajo de la máquina. ........................................................... 12

Figura 2. 2 Rocas con diferente resistencia. ...................................................................... 12

Figura 2. 3 Muestras obtenidas en campo. ........................................................................ 13

Figura 2. 4 Recolección de muestras y obtención de probetas. ......................................... 13

Figura 2. 5 Probetas obtenidas........................................................................................... 14

Figura 2. 6 Muestras para ensayo de impacto. .................................................................. 15

Figura 2. 7 Dimensiones generales de las probetas. .......................................................... 15

Figura 2. 8 Trabajo general de los martillos neumáticos................................................... 19

Figura 2. 9 Esquema martillo neumático........................................................................... 21

Figura 2. 10 Esquema martillo hidráulico. .......................................................................... 22

ii

Figura 2. 11 Máquina eléctrica. ........................................................................................... 23

Figura 2. 12 Motoreductor................................................................................................... 24

Figura 2. 13 Esquema martillo eléctrico.............................................................................. 25

Figura 3. 1 Vástago perforador.......................................................................................... 32

Figura 3. 2 Momento polar y área. .................................................................................... 36

Figura 3. 3 Dimensiones del acople del vástago perforador.............................................. 37

Figura 3. 4 Cargas actuantes en el acople.......................................................................... 41

Figura 3. 5 Propiedades de la región sombreada. .............................................................. 41

Figura 3. 6 Áreas de 95% de esfuerzo para algunas secciones de uso común. ................. 44

Figura 3. 7 Diagrama de cuerpo libre de las fuerzas y momentos que actúan sobre. dos engranajes de un tren de engranajes sencillos. ......................................... 49

Figura 3. 8 Tipos de extremos de resortes de compresión. ............................................... 58

Figura 3. 9 Notación de longitudes y fuerzas. ................................................................... 59

Figura 3. 10 Curvas que indican cuándo puede producirse pandeo en resortes. helicoidales de compresión. Ambas curvas son para resortes con extremos. cerrados y aplanados. Para la curva A, un extremo del resorte se comprime. contra una superficie plana y el otro contra una redondeada. Para la curva. B ambos extremos del resorte se comprimen contra superficies planas y. paralelas.......................................................................................................... 61

Figura 3. 11 Fuerzas actuantes en el resorte. ....................................................................... 63

Figura 3. 12 Esfuerzos cortantes actuantes en los resortes.................................................. 65

Figura 3. 13 Ciclos a los que ocurre la falla. ....................................................................... 66

Figura 3. 14 Eje excéntrico con distancias entre rodamientos y engranaje. ........................ 67

Figura 3. 15 Eje con diagrama de fuerza cortante y momento flector en el plano xy. ........ 68

Figura 3. 16 Eje con diagrama de fuerza cortante y momento flector en el plano xz. ........ 69

Figura 3. 17 Aplicación de la teoría de la distorsión. .......................................................... 72

Figura 3. 18 Eje redondo con filete en el hombro en flexión. ............................................ 75

Figura 3. 19 Sensibilidad a la muesca. ................................................................................ 76

Figura 3. 20 Fuerzas ejercidas por los resortes en el vástago.............................................. 77

iii

Figura 3. 21 Corte de la placa donde actúan las diferentes cargas con diagrama de. fuerza cortante y momento flector. ................................................................. 81

Figura 3. 22 Sección transversal doblemente simétrica. ..................................................... 82

Figura 3. 23 Fuerzas aplicadas en la chaveta....................................................................... 89

Figura 3. 24 Geometría de rosca cuadrada útil para calcular los esfuerzos flexionante y. cortante transversal en la raíz de la rosca........................................................ 91

Figura 3. 25 Parte de un tornillo de potencia....................................................................... 93

Figura 3. 26 Resistencia a la fatiga Sn en función de la resistencia a la tensión, para. acero forjado con varias condiciones de superficie........................................ 98

Figura 3. 27 Barra redonda ranurada a flexión.................................................................... 99

Figura 3. 28 Área de material arenoso entre el agujero y la unión.................................... 101

Figura 3. 29 Áreas de la cadena donde actúa la carga. ...................................................... 104

Figura 3. 30 Factores de modificación de acabado superficial para el acero. Estos son. los factores ka............................................................................................... 107

Figura 3. 31 Diagrama de cuerpo libre apoyo del gancho................................................. 117

Figura 3. 32 Soldadura de la carcasa con bisel en V. ........................................................ 120

Figura 4. 1 Despiece del martillo..................................................................................... 130

Figura 4. 2 Parte de la broca que abre el hueco............................................................... 149

Figura 4. 3 Sección de la broca donde se acopla el barreno............................................ 150

Figura 4. 4 Sección entre el barreno y el hueco............................................................... 150

Figura 5. 1 Inflación – últimos dos años ......................................................................... 171

Figura 5. 2 Curva de la inflación y curva de la progresión lineal.................................... 172

Figura 5. 3 Punto de equilibrio. ....................................................................................... 193

Figura 6. 1 Áreas donde actúa el golpe. .......................................................................... 198

Figura 6. 2 Ubicación de cargas, restricciones y material. .............................................. 199

Figura 6. 3 Mallado del acople central. ........................................................................... 200

Figura 6. 4 Simulación del acople central. ...................................................................... 200

Figura 6. 5 Tensión de Von Mises en el acople del vástago perforador. ........................ 202

iv

Figura 6. 6 Desplazamientos del acople del vástago perforador. .................................... 203

Figura 6. 7 Ubicación de las cargas, restricciones, mallado del eje excéntrico............... 204

Figura 6. 8 Resultados de tensión de Von Mises y desplazamientos. ............................. 204

Figura A 1 Análisis típico y propiedades mecánicas en condición de suministro del. acero bonificado AISI 4340. ......................................................................... 213

Figura A 2 Curvas para temple, revenido y medidas en stock del AISI 4340................. 214

Figura A 3 Análisis típico y propiedades mecánicas en condición de suministro del. acero bonificado AISI 4140. ......................................................................... 215

Figura A 4 Curvas para temple, revenido y medidas en stock del AISI 4140................. 216

Figura A 5 Composición, propiedades y estado de suministro del alambre para resortes. UNS N07750................................................................................................. 217

Figura A 6 Composición química y propiedades mecánicas del ASTM A-588M. Grado A......................................................................................................... 218

Figura A 7 Propiedades mecánicas, físicas y químicas del acero inoxidable 304........... 219

Figura B 1 Lubricante Red Gold. .................................................................................... 221

Figura B 2 Factor de temperatura vs velocidad............................................................... 222

Figura B 3 Factor de viscosidad vs viscosidad................................................................ 223

Figura B 4 Rodamientos de rodillos cónicos serie 32221-A. .......................................... 224

Figura B 5 Rodamiento rígido de bolas 4306-B-TVH. ................................................... 225

Figura B 6 Rodamiento rígido a bolas 4209-B-TVH. ..................................................... 226

Figura B 7 Chaveta medialuna DIN 6888 - ISO 3912. ................................................... 227

Figura B 8 Pasador DIN 6325 - ISO 8734....................................................................... 228

Figura B 9 Correas "G". .................................................................................................. 229

Figura B 10 Canales "U". .................................................................................................. 230

Figura B 11 Gancho para la cadena................................................................................... 231

Figura B 12 Tipos de poles para la cadena........................................................................ 232

Figura B 13 Cadena de material acero inoxidable AISI 304. ............................................ 233

Figura C 1 Informe de análisis de tensión del acople del vástago perforador................. 238

v

Figura C 2 Informe de análisis de tensión del acople superior, inferior y acople del. vástago perforador......................................................................................... 243

Figura C 3 Informe de análisis de tensión del eje excéntrico.......................................... 248

Figura C 4 Informe de análisis de tensión del eje piñón. ................................................ 252

Figura D 1 Reductores y motorreductores de sinfín........................................................ 254

Figura E 1 Inversor de frecuencia.................................................................................... 259

vi

LISTA DE TABLAS

Tabla 2. 1 Dimensiones, carga máxima y ángulo de rotura de cada probeta. ................... 16

Tabla 2. 2 Herramientas utilizadas. ................................................................................... 16

Tabla 2. 3 Frecuencia de impacto y altura de grano desprendido. .................................... 17

Tabla 2. 4 Promedios en cada combinación de herramienta. ............................................ 17

Tabla 2. 5 Parámetros para diseñar y simular.................................................................... 18

Tabla 2. 6 Consumo de martillos convencionales en operación........................................ 19

Tabla 2. 8 Evaluación del peso específico de cada criterio. .............................................. 27

Tabla 2. 9 Evaluación del peso específico del criterio Control. ........................................ 27

Tabla 2. 10 Evaluación del peso específico del criterio Precio. .......................................... 28

Tabla 2. 11 Evaluación del peso específico del criterio Mantenimiento............................. 28

Tabla 2. 12 Evaluación del peso específico del criterio Capacidad. ................................... 28

Tabla 2. 13 Evaluación del peso específico del criterio Contaminación............................. 29

Tabla 2. 14 Evaluación del peso específico del criterio Seguridad. .................................... 29

Tabla 2. 15 Evaluación del peso específico del criterio Tiempo Muerto. ........................... 29

Tabla 2. 16 Evaluación del peso específico del criterio Peso.............................................. 30

Tabla 2. 17 Tabla de conclusiones del sistema de alimentación. ........................................ 30

Tabla 3. 1 Datos para el acople del vástago perforador..................................................... 35

Tabla 3. 2 Propiedades mecánicas AISI 4340. .................................................................. 35

Tabla 3. 3 Datos para calcular las dimensiones c y b. ....................................................... 38

Tabla 3. 4 Resultados de los esfuerzos. ............................................................................. 42

vii

Tabla 3. 5 Parámetros en el factor de la condición superficial de Marín. ......................... 43

Tabla 3. 6 Factores de confiabilidad ke correspondientes a 8 desviaciones estándar. porcentuales del límite de resistencia a la fatiga. ............................................ 45

Tabla 3. 7 Propiedades mecánicas del acero AISI 4340.................................................... 47

Tabla 3. 8 Valores del factor de Lewis Y. ........................................................................ 49

Tabla 3. 9 Propiedades Mecánicas del acero AISI 4140. .................................................. 51

Tabla 3. 10 Datos para el diseño a la fatiga superficial. ...................................................... 54

Tabla 3. 11 Material y características en el diseño de resortes............................................ 56

Tabla 3. 12 Constantes A y m para estimar la resistencia de tensión mínima de. alambres para fabricar resortes comunes. ....................................................... 57

Tabla 3. 13 Fórmulas para calcular las dimensiones de resortes de compresión. ............... 58

Tabla 3. 14 Propiedades mecánicas de algunos alambres para resorte. .............................. 59

Tabla 3. 15 Datos para el diseño a la fatiga......................................................................... 62

Tabla 3. 16 Fuerzas actuantes en el plano xy del eje........................................................... 67

Tabla 3. 17 Resultados a partir del programa MDSolids para el eje excéntrico en. plano xy........................................................................................................... 68

Tabla 3. 18 Fuerzas actuantes en el plano xz. ..................................................................... 69

Tabla 3. 19 Resultados a partir del programa MDSolids para el eje excéntrico en. plano xz. .......................................................................................................... 69

Tabla 3. 20 Resultado del cálculo de esfuerzos................................................................... 73

Tabla 3. 21 Factores y límites de resistencia. ...................................................................... 74

Tabla 3. 22 Datos para el diseño de las placas. ................................................................... 80

Tabla 3. 23 Resultados obtenidos con MDSolids para las placas fija y móvil.................... 81

Tabla 3. 24 Datos de reacciones en los puntos A y B del eje excéntrico. ........................... 86

Tabla 3. 25 Datos de fuerzas en los puntos 1 y 2 del eje excéntrico. .................................. 87

Tabla 3. 26 Datos para el diseño de la chaveta.................................................................... 88

Tabla 3. 27 Propiedades mecánicas del acero AISI 304...................................................... 90

Tabla 3. 28 Datos para el diseño de tuerca y tornillo. ......................................................... 90

viii

Tabla 3. 29 Esfuerzos de corte y comprensión en la tuerca y tornillo................................. 91

Tabla 3. 30 Factor de diseño para materiales dúctiles para la tuerca y tornillo................... 92

Tabla 3. 31 Coeficiente de fricción µ de pares roscados. ................................................... 94

Tabla 3. 32 Datos para determinar el pasador. .................................................................... 96

Tabla 3. 33 Materiales de cada elemento del martillo....................................................... 100

Tabla 3. 34 Masa de los accesorios. .................................................................................. 101

Tabla 3. 35 Densidad (g/cm3), peso unitario y total de los elementos del martillo........... 102

Tabla 3. 36 Módulos de elasticidad de la placa, acople y perno. ...................................... 105

Tabla 3. 37 Datos para determinar el número de pernos del acople.................................. 105

Tabla 3. 38 Diámetros y áreas de roscas unificadas de tornillo UNC y UNF. .................. 106

Tabla 3. 39 Especificaciones SAE para pernos de acero................................................... 106

Tabla 3. 40 Factores de concentración de esfuerzo de fatiga Kf de elementos roscados. . 107

Tabla 3. 41 Precarga en función del número de pernos para el acople. ............................ 109

Tabla 3. 42 Módulos de elasticidad de la carcasa, tapas y pernos..................................... 110

Tabla 3. 43 Datos para determinar el número de pernos en los extremos del eje. excéntrico. ..................................................................................................... 111

Tabla 3. 44 Precarga en función del número de pernos en los extremos del eje. excéntrico. ..................................................................................................... 111

Tabla 3. 45 Resultados para determinar la cantidad de pernos en los extremos del eje. excéntrico. ..................................................................................................... 112

Tabla 3. 46 Módulos de elasticidad de la carcasa, tapas y pernos..................................... 114

Tabla 3. 47 Datos para determinar el número de pernos para la carcasa. ......................... 114

Tabla 3. 48 Precarga en función del número de pernos para la carcasa. ........................... 115

Tabla 3. 49 Resultados para determinar el número de pernos para la carcasa. ................. 115

Tabla 3. 50 Propiedades a la flexión de soldaduras de filete............................................. 118

Tabla 3. 51 Propiedades mínimas del metal de soldadura................................................. 119

Tabla 4. 1 Rango de operación y dimensiones del martillo. ............................................. 134

Tabla 4. 2 Rango de operación del compresor. ................................................................. 135

ix

Tabla 4. 3 Rango recomendado para el diámetro y longitud del hueco. ........................... 135

Tabla 4. 4 Lista de verificación 1: Montaje del primer barreno. ....................................... 137

Tabla 4. 5 Lista de verificación 2: Montaje del segundo barreno. .................................... 139

Tabla 4. 6 Lista de verificación 3: Montaje del tercer barreno.......................................... 141

Tabla 4. 7 Lista de verificación 4: Desmontaje de 2 barrenos para la perforación del. nuevo hueco. .................................................................................................... 143

Tabla 4. 8 Lista de verificación 5: Desmontaje de barrenos. ............................................ 146

Tabla 4. 9 Presión de operación vs profundidad a densidad promedio. ............................ 156

Tabla 4. 10 Presión de operación vs caudal de aire a densidad promedio. ....................... 156

Tabla 4. 11 Presión de operación vs densidad en cada sección anular.............................. 157

Tabla 4. 13 Ventajas y desventajas entre el martillo eléctrico y los modelos. convencionales. .............................................................................................. 160

Tabla 4. 12 Tiempos de comparación de rendimientos entre diferentes modelos............. 161

Tabla 5. 1 Costos de materiales directos. ........................................................................ 163

Tabla 5. 2 Costos de elementos normalizados y equipos. ............................................... 164

Tabla 5. 3 Costo de maquinado. ...................................................................................... 166

Tabla 5. 4 Costo directo total. ......................................................................................... 168

Tabla 5. 5 Costo de materiales indirectos........................................................................ 169

Tabla 5. 6 Costo indirecto total. ...................................................................................... 170

Tabla 5. 7 Costo total del martillo. .................................................................................. 170

Tabla 5. 8 Inflación proyectada para los cinco años de producción estimada................. 173

Tabla 5. 9 Materias primas y materiales.......................................................................... 173

Tabla 5. 10 Mano de obra directa. ..................................................................................... 174

Tabla 5. 11 Cargas sociales de mano de obra directa........................................................ 175

Tabla 5. 12 Costos directos proyectados para 5 años. ....................................................... 175

Tabla 5. 13 Combustibles y lubricantes. ........................................................................... 176

Tabla 5. 14 Útiles de oficina.............................................................................................. 176

x

Tabla 5. 15 Útiles de aseo.................................................................................................. 177

Tabla 5. 16 Mano de obra indirecta. .................................................................................. 177

Tabla 5. 17 Cargas sociales mano de obra indirecta.......................................................... 178

Tabla 5. 18 Seguros. .......................................................................................................... 178

Tabla 5. 19 Costos de fabricación proyectados para 5 años. ............................................. 179

Tabla 5. 20 Sueldos y salarios. .......................................................................................... 179

Tabla 5. 21 Cargas sociales para ejecutivos y personal auxiliar. ...................................... 180

Tabla 5. 22 Útiles de oficina.............................................................................................. 180

Tabla 5. 23 Alquileres. ...................................................................................................... 181

Tabla 5. 24 Costos de administración proyectados para 5 años. ....................................... 181

Tabla 5. 25 Sueldos y salarios para ejecutivos de ventas. ................................................. 182

Tabla 5. 26 Cargas sociales para ejecutivos de ventas. ..................................................... 182

Tabla 5. 27 Otros gastos de ventas. ................................................................................... 183

Tabla 5. 28 Gastos de ventas proyectados para 5 años...................................................... 183

Tabla 5. 29 Cuenta............................................................................................................. 184

Tabla 5. 30 Gastos financieros proyectados para 5 años. .................................................. 184

Tabla 5. 31 Costos del proyecto de inversión.................................................................... 185

Tabla 5. 32 Presupuesto de ingresos.................................................................................. 187

Tabla 5. 33 Estado proforma de pérdidas y ganancias. ..................................................... 188

Tabla 5. 34 Cuadro de inversones. .................................................................................... 189

Tabla 5. 35 Costos fijos y variables................................................................................... 191

Tabla 5. 36 Punto de equilibrio. ........................................................................................ 192

Tabla 5. 37 Datos iniciales para determinar gráficamente el punto de equilibrio. ............ 192

Tabla 5. 38 Corriente de liquidez. ..................................................................................... 193

Tabla 5. 39 Rentabilidad.................................................................................................... 194

Tabla 5. 40 Cronograma de inversiones. ........................................................................... 194

Tabla 5. 41 Depreciación lineal......................................................................................... 194

xi

Tabla 5. 42 Valor actual neto............................................................................................. 195

Tabla 5. 43 Relación beneficio - costo. ............................................................................. 195

Tabla 5. 44 Tasa interna de retorno. .................................................................................. 196

Tabla 6. 1 Dimensión y presión ejercida en cada área. ................................................... 198

Tabla 6. 2 Resultados obtenidos en la simulación del acople central.............................. 201

Tabla 6. 3 Tabla paramétrica de los resultados obtenidos en la simulación del acople. central. ............................................................................................................ 201

Tabla 6. 4 Resultados obtenidos en la simulación para el eje excéntrico........................ 205

Tabla 6. 5 Tabla paramétrica de los resultados obtenidos en la simulación del eje. excéntrico. ..................................................................................................... 205

Tabla G 1 Comisión sectorial No. 4 Minas, Canteras y Yacimientos. ............................ 267

Tabla G 2 Comisión sectorial No. 19 Actividades tipo servicios.................................... 269

xii

LISTA DE ANEXOS

ANEXO A – MATERIALES UTILIZADOS ................................................................... 212

ANEXO B – ELEMENTOS MECÁNICOS ..................................................................... 220

ANEXO C – SIMULACIÓN ............................................................................................ 234

ANEXO D – MOTOR REDUCTOR. ............................................................................... 253

ANEXO E – VARIADOR DE FRECUENCIA. ............................................................... 258

ANEXO F – PLAN DE MANTENIMIENTO. ................................................................. 265

ANEXO G – TABLAS SECTORIALES 2012. ................................................................ 266

ANEXO H – HOJAS DE PROCESOS. ............................................................................ 272

ANEXO I – PLANOS DE MONTAJE, CONJUNTO Y TALLER. ................................. 273

xiii

RESUMEN

El presente Proyecto de Titulación surge de la necesidad de minimizar los costos

de operación y mantenimiento de los martillos convencionales para la producción

de material pétreo en las canteras de la provincia de Pichincha. Por tales motivos

se realiza el diseño y simulación de un martillo capaz de aumentar la producción

con la misma cantidad de combustible y accesorios.

El fundamento teórico evidencia la zonificación geológica de la provincia de

Pichincha además de los métodos y sus aplicaciones, así como los diferentes

accesorios útiles para la perforación.

El estudio de las alternativas se realiza con el correspondiente estudio de campo,

los requerimientos para satisfacer las necesidades en las canteras y los ensayos

realizados en la facultad de Ingeniería Civil de la Escuela Politécnica Nacional

para diferentes tipos de rocas.

Con los datos obtenidos en el ensayo previo se procede a realizar el diseño de los

elementos mecánicos a simularse y la selección de los diferentes elementos

mecánicos normalizados.

Se realizan los planos de taller con sus respectivos planos de montaje, manual de

operación y mantenimiento, estimación de tiempos de operación además de

comprobar el diseño con la simulación de los elementos mecánicos críticos.

Se elabora un estimado del costo total de la máquina y un costo total de

perforación para dar servicio.

Finalmente se presentan las conclusiones relacionadas con los objetivos

planteados para determinar si es o no viable su construcción y las

recomendaciones necesarias para la operación del martillo.

xiv

PRESENTACIÓN

Los métodos de arranque de los bloques de roca sin utilizar explosivos, derivan

de principios elementales para los cuales se han fabricado maquinarias o

sistemas que reproducen en gran escala operaciones manuales sencillas.

La perforación de las rocas es la primera actividad que se realiza en el campo de

la voladura y tiene como objetivo abrir unos agujeros con la distribución y

geometría adecuada dentro del macizo rocoso.

En la actualidad las canteras utilizan martillos con pérdida de tiempo en el cambio

de herramienta, incapaces de recuperar esta si se atrapa además los

movimientos de giro, golpe y avance son poco controlados lo que produce un

gasto excesivo en los elementos consumibles.

Se diseña una máquina capaz de utilizar los mismos consumibles pero con un

mayor rendimiento al controlar cada movimiento utilizando variadores de

frecuencia que incrementan o disminuyen las revoluciones dependiendo de la

densidad de cada roca además de cambiar el sentido de giro para recuperar la

herramienta atrapada.

Se añade un soporta barreno para disminuir los tiempos muertos al cambiar la

herramienta.

La simulación como indicador del correcto diseño y el análisis financiero verificara

que la máquina sea apta o no para trabajar en cualquier tipo de suelo.

1

CAPÍTULO 1

FUNDAMENTO TEÓRICO

1.1 OBJETIVOS DEL PROYECTO

1.1.1 OBJETIVO GENERAL

Diseñar y simular un martillo de carga variable con capacidad de perforación de

12 metros lineales utilizando una broca de 3 pulgadas de diámetro para uso en

minas de producción de material pétreo.

1.1.2 OBJETIVOS ESPECÍFICOS

• Controlar los tiempos de producción y rendimientos.

• Obtener tablas de Presión de operación vs. Dureza de la roca y Presión de

operación vs. Profundidad.

• Cumplir y superar las expectativas del cliente con la simulación de la

máquina.

• Definir la capacidad de barrido de aire y de presión del hidráulico.

• Presentar el manual de mantenimiento y operación.

1.2 INTRODUCCIÓN

La técnica de explotación de roca sin hacer uso de explosivos, permite obtener

fragmentos de geometría bien definida que son muy útiles como material

ornamental.

La organización de las actividades de trabajo se basa sobre un esquema de

producción continuo con la preparación de los tiempos de limpieza del macizo

rocoso, corte, separación de bloques y evacuación.

Los métodos de arranque de los bloques de roca sin utilizar explosivos, derivan

de principios elementales para los cuales se han fabricado maquinarias o

sistemas que reproducen en gran escala operaciones manuales sencillas como

2

por ejemplo excavación con el pico, labor con remoción de viruta, escarificación,

perforación de agujeros con taladro, etc.

1.3 GENERALIDADES1

La mayoría de las actividades que desarrolla el hombre afectan la naturaleza, a

sus ecosistemas y recursos en mayor o menor grado, produciendo a su vez

diferentes impactos y efectos en los aspectos sociales, ambientales y

económicos. En el caso de la minería las contribuciones que esta actividad

económica ha hecho a la humanidad se manifiestan en el desarrollo de vivienda e

infraestructura, satisfacción de servicios básicos, e incremento de la calidad de

vida. Sin embargo y de forma paralela, la minería es una actividad que ha

afectado el entorno natural y cultural en el cual se desarrolla.

En el caso específico de la Industria minera de materiales de construcción los

efectos que ha generado sobre la humanidad han sido fundamentales y

expuestos a través del crecimiento económico de los últimos años. Es usual sin

embargo, que esta actividad económica no reciba por parte de gobiernos y

comunidades la importancia ni las consideraciones que merece, por lo contrario,

es una actividad que confronta una serie de obstáculos que imposibilitan el

máximo aprovechamiento económico y social lo cual frena su incorporación al

desarrollo sustentable de las naciones.

La ciudad de Quito, ha sido y está afectada por amenazas naturales como

derrumbes, deslizamientos de tierras, y la explotación anti técnica de canteras. La

intervención humana y la explotación irracional ha provocado rápidos cambios y

de diferente índole sobre el terreno que pueden llegar a ser, en ciertas

circunstancias, factores de amenaza, daños en el ecosistema y el entorno

paisajista.

1.3.1 CARACTERIZACIÓN GEOLÓGICA Y ZONIFICACIÓN

Las consideraciones para proponer la zonificación, han tomado en cuenta las

características geológicas, condiciones actuales de existencia de materiales,

1 http://w3.cetem.gov.br/cyted-xiii/det_publicaciones.htm

3

reservas y nuevas áreas alternativas de explotación, el nivel de mercado,

producción y los sistemas de comercialización (ver Figura 1. 1).

1.3.1.1 Zona I

Corresponde a los sectores de Pomasqui, San Antonio y Pululahua zona muy

árida e inestable, compuesta en su mayoría por depósitos piroclásticos, flujos de

lava y depósito de nubes ardientes.

Esta zona abastece a gran parte de la ciudad de Quito, con productos básicos

para agregados de hormigón, presenta buena infraestructura de vías de acceso,

lamentablemente están a punto de colapsar.

1.3.1.2 Zona II

Ubicada en la parte oriental de Quito, compuesta de lavas andesitas y basálticas,

abastece al valle de Cumbayá y Los Chillos, zona que esta menos afectada.

Sector en el que se ubica dos canteras en explotación y que abastece agregado

para hormigón premezclado.

1.3.1.3 Zona III

Ubicada en la parte sur oriental de Quito, en el flujo de lava andesita piroxénica

del Antisanilla, abastece al valle Los Chillos y sur de Quito.

1.3.1.4 Zona IV

Ubicada en la parte sur de Quito, abastece bloques al sur de la capital, se ubican

en Lloa y en El Cinto lugar del cual se extrae únicamente bloques ornamentales.

1.3.1.5 Zona V

Los aluviales de los ríos Pita, San Pedro y Guayllabmaba, mantienen una fuente

importante de recursos pétreos los que pueden abastecer a gran parte de las

zonas de los valles de Los Chillos, Cumbayá y Tumbaco.

4

Figura 1. 1 Propuesta de zonificación actual de las áreas de explotación

(Villas Bôas & Albuquerque, 2001)

1.4 ANTECEDENTES2

1.4.1 MÉTODOS DE PERFORACION DE ROCAS

La perforación de las rocas es la primera actividad que se realiza en el campo de

la voladura y tiene como objetivo abrir unos agujeros con la distribución y

geometría adecuada dentro del macizo rocoso.

De manera general los métodos se pueden clasificar en los siguientes:

• Mecánicos: Percusión, Rotación y roto percusión.

• Térmicos: Soplete, Fluido caliente, congelación.

• Hidráulicos: Chorro de agua, Erosión, Cavitación.

• Sónicos: Vibración de alta frecuencia.

• Químicos: Microvoladura, Disolución y Expansión.

• Eléctricos: Arco eléctrico, Inducción magnética.

• Sísmicos: Rayo Láser.

• Nucleares: Fusión, Fisión.

2 http://www.dspace.espol.edu.ec/bitstream/123456789/5942/3/FOLLETO.pdf

5

De todos los sistemas mencionados, en Minería e Ingeniería Civil la perforación

de la roca se realiza utilizando los siguientes sistemas mecánicos.

• Percusión

• Rotación

• Roto – Percusión

Los componentes principales de un sistema de perforación de este tipo son:

• La máquina perforadora: fuente de energía.

• El varillaje: medio de transmisión de la energía.

• La Broca: que constituye la herramienta que ejerce sobre la masa de la

roca dicha energía.

• Fluido de barrido: que efectúa la limpieza y evacuación de detritos

producidos por la abrasión y avance de la broca.

1.4.2 APLICACIÓN DE LOS MÉTODOS DE PERFORACIÓN

1.4.2.1 Métodos Rotopercutivos

El principio de perforación donde la herramienta se ubica en la cabeza, se basa

en el impacto de una pieza de acero llamada pistón que golpea la cabeza de la

tubería y que a su vez transmite la energía al fondo del barreno por medio de un

elemento final llamado broca de perforación (ver Figura 1. 2).

Figura 1. 2 Perforadoras con martillo en cabeza

(Proaño, 2009)

6

Los equipos rotopercutivos se clasifican en dos grandes grupos:

Martillo en Cabeza.- En éstas perforadoras dos acciones básicas se producen

fuera del barreno rotación y percusión.

Martillo en Fondo.- La percusión se realiza directamente sobre la broca de

perforación, mientras que la rotación se efectúa en el exterior del barreno.

1.4.2.1.1 Perforación neumática con martillo en cabeza

Cuando se tiene que seleccionar un tipo de martillo neumático (ver Figura 1. 3),

se pueden considerar las siguientes características de diseño y operación:

Relación diámetro – Pistón / diámetro – Barreno 1.5 – 1.7

Carrera del Pistón (mm) 50 – 95

Frecuencia de Golpeo (golpes / minuto) 1500 – 2800

Velocidad de rotación (rpm) 40 – 400

Consumo relativo de aire 2.2 – 2.8

Figura 1. 3 Perforadora Neumática.

(Proaño, 2009)

7

1.4.2.1.2 Perforación hidráulica con martillo en cabeza

Las perforadoras hidráulicas constan básicamente de los mismos elementos

constructivos que las perforadoras neumáticas. La diferencia estriba en que un

motor actúa sobre un grupo de bombas que suministran un caudal de aceite que

acciona aquellos componentes (ver Figura 1. 4).

Figura 1. 4 Perforadora Hidráulica.

(Proaño, 2009)

Al seleccionar una perforadora hidráulica las características deben ser las

siguientes:

Presión de trabajo (Mega Pascales) 12 – 25

Potencia de Impacto (Kw) 6 – 20

Frecuencia de Golpeo (golpes / min) 2000 – 5000

Velocidad de rotación (rpm) 0 – 500

Par máximo (Nm) 100 – 1800

Consumo Relativo de aire 0.6 – 0.9

1.4.3 SISTEMAS DE AVANCE

Para conseguir un rendimiento elevado en las perforadoras, tanto en las

perforadoras manuales como en las mecanizadas, se debe dar el empuje

adecuado sobre la broca. En las perforadoras mecanizadas los sistemas de

avance son diversos, siendo los principales los siguientes:

8

• Empujadores

• Deslizaderas de cadena

• Deslizaderas de tornillo

• Deslizaderas de cable

• Deslizaderas hidráulicas

Las perforadoras de cadena son las más comunes en las tareas de perforación y

voladura que se utiliza en la explotación de roca para las canteras de Pichincha

(ver Figura 1. 5).

Figura 1. 5 Perforadora de cadena utilizada en la explotación de roca de la cantera Berdu.

(Proaño, 2009)

1.4.4 SISTEMAS DE MONTAJE

Los sistemas de montaje se diferencian en función al tipo de trabajo, ya sea en

actividades a cielo abierto o en obras subterráneas. Los montajes en las

perforadoras que operan en superficie pueden ser instalados sobre chasis ligero

sobre orugas, llantas o camiones (ver Figura 1. 6).

Figura 1. 6 Perforadora subterránea y a cielo abierto.

(Proaño, 2009)

9

1.4.5 VELOCIDAD DE PERFORACIÓN

La velocidad de perforación de un equipo que utiliza el método rotopercutivo

depende de los siguientes factores:

• Características geomecánicas, mineralógicas y grado de abrasividad de las

rocas a perforar.

• Potencia y percusión de la máquina perforadora utilizada.

• Diámetro del barreno.

• Empuje que se le aplique sobre la broca.

• Longitud de la perforación.

• Sistema de limpieza de las partículas de polvo que se generan durante la

perforación.

• Diseño del equipo y condiciones del trabajo.

• Eficiencia de la operación.

1.4.6 ACCESORIOS DE PERFORACIÓN ROTOPERCUTIVA

1.4.6.1 Varillas de perforación

Los elementos de prolongación de la sarta de perforación son varillas y tubos.

Las varillas se utilizan para perforar con martillo en cabeza y tienen forma

hexagonal o redonda (ver Figura 1. 7). Las varillas tienen roscas externas en los

dos extremos y se juntan con uniones (ver Figura 1. 9).

Figura 1. 7 Varillas de forma redonda y hexagonal.

(Rockmore International, 2011)

1.4.6.2 Adaptadores

Los adaptadores de culata son aquellos elementos que se fijan a las perforadoras

para transmitir la energía de impacto y la rotación de las varillas (ver Figura 1. 8).

10

Figura 1. 8 Extensiones con seis estrías.


1.4.6.3 Uniones

Sirven para unir las varillas que se están utilizando y por la maniobra se

encuentran dentro del agujero a otras adicionales hasta alcanzar la profundidad

de perforación deseada manteniendo el ajuste necesario para evitar que se

desacoplen y que la transmisión de la energía sea efectiva (ver Figura 1. 9).

Figura 1. 9 Unión con nervio central y estriado.


1.4.6.4 Brocas

En las perforaciones rotopercutivas se utilizan los tipos de brocas mostrados en la

Figura 1. 10.

Figura 1. 10 Tipos de brocas.

(Proaño, 2009)

11

CAPÍTULO 2

PLANTEAMIENTO Y SELECCIÓN DE ALTERNATIVAS

2.1 DEFINICIÓN DEL PROBLEMA

El problema a resolver consiste en diseñar un martillo que permita realizar una

mejor perforación sobre rocas mixtas según los requerimientos del cliente.

Se necesita un martillo basado en los diseños existentes, pero ajustado a las

realidades de las condiciones de operación en las canteras de la provincia de

Pichincha. Debe ser capaz de perforar doce metros lineales con una broca de tres

pulgadas de diámetro sin trabarse, debido a la existencia de fragmentos que no

pueden evacuar con facilidad del agujero hacia al ambiente, además del

deslizamiento de tierra durante la perforación.

Debe extraer material de manera controlada. Reducir los costos de operación del

matillo; evitando el cambio de broca al poco tiempo de operación debido a la falta

de control al impacto y giro, el consumo excesivo de aire, combustible y aceite.

Tener un control de operación y mantenimiento adecuado del martillo.

2.3 ESTUDIO DE CAMPO

Se realiza una visita técnica hacia diferentes canteras ubicadas en la provincia de

Pichincha (ver Figura 2. 1) para visualizar el desenvolvimiento de los martillos

tradicionales en el campo y determinar:

• Consumo de combustible y accesorios de perforación.

• Capacidad operativa.

• Capacidad de trabajo.

• Condiciones de trabajo de la máquina.

12

Figura 2. 1 Condiciones de trabajo de la máquina.

Fuente: Propia

Elaboración: Propia

El rendimiento de trabajo depende de las características de cada tipo de suelo a

perforar así como de la resistencia de las rocas (ver Figura 2. 2).

Figura 2. 2 Rocas con diferente resistencia.

Fuente: Propia


13

Varios tipos de muestras a ser ensayados por compresión y manualmente (ver

Figura 2. 3).

Figura 2. 3 Muestras obtenidas en campo.

Fuente: Propia


Para determinar la resistencia de cada una se utiliza la máquina de corte ubicada

en la facultad de Ingeniería Civil de la Escuela Politécnica Nacional (ver Figura 2.

4), necesaria para obtener probetas cúbicas (ver Figura 2. 5) que puedan ser

ensayadas a compresión en la prensa universal.

Figura 2. 4 Recolección de muestras y obtención de probetas.

Fuente: Propia


14

Figura 2. 5 Probetas obtenidas.

Fuente: Propia


15

Los residuos de cada roca se utilizaron para ensayar manualmente, impactando

con diferentes cargas y frecuencias de golpe, determinando la cantidad de

materia desprendida (ver Figura 2. 6).

Figura 2. 6 Muestras para ensayo de impacto.

Fuente: Propia


2.4 DATOS OBTENIDOS

Los datos se utilizan para el diseño del martillo en el Capítulo 3, la carga máxima

de cada muestra fue a compresión sobre las caras ab como se muestra en la

Figura 2. 7 y Tabla 2. 1.

Figura 2. 7 Dimensiones generales de las probetas.

Fuente: Propia


16

Tabla 2. 1 Dimensiones, carga máxima y ángulo de rotura de cada probeta.

Mu

estr

a

a b c

Pes

o

Den

sid

ad

Car

ga

máx

Su

t

Án

gu

lod

e

rotu

ra

mm mm mm gr Ton/m3 Ton MPa KSI

1 61,430 60,620 60,790 574,800 2,539 36,200 95,266 13,817 60,875

2 69,940 65,750 65,450 788,300 2,619 62,600 133,407 19,349 69,149

3 59,490 59,900 56,270 530,800 2,647 22,200 61,053 8,855 61,641

4 47,750 49,400 48,870 307,700 2,669 25,600 106,357 15,426 76,065

5 41,080 40,290 40,800 175,600 2,600 21,800 129,079 18,721 65,784

6 36,850 39,720 39,840 146,400 2,511 8,200 54,903 7,963 62,759

7 42,400 41,320 40,910 190,500 2,658 7,900 44,190 6,409 69,101

8 40,040 40,090 40,240 143,100 2,215 9,500 57,999 8,412 61,077

9 41,440 41,050 41,470 165,500 2,346 8,500 48,968 7,102 63,735

10 45,340 45,060 45,450 215,300 2,319 12,600 60,440 8,766 55,558

Fuente: Propia


Para determinar la cantidad y tamaño de granos desprendidos en el ensayo

manual de impacto, se utiliza herramientas con diferente peso combinado (ver

Tabla 2. 2) a frecuencias de 5, 15 y 30 golpes en los residuos de las rocas antes

ensayadas (ver Tabla 2. 3 y Tabla 2. 4).

Tabla 2. 2 Herramientas utilizadas.

Herramienta Masa (kg)

1Cincel 357,1

Combo 1 948,3

2Combo 2 1952,7

Broca 2418,3

Fuente: Propia


17

Tabla 2. 3 Frecuencia de impacto y altura de grano desprendido.M

ues

tra

Mas

a(k

g)

Her

ram

ien

takg 5 Golpes 15 Golpes 30 Golpes

Tie

mp

o (

s)

RP

M

Alt

ura

h(m

m)

Mas

a(k

g)

Tie

mp

o (

s)

RP

M

Alt

ura

h(m

m)

Mas

a(k

g)

Tie

mp

o (

s)

RP

M

Alt

ura

h(m

m)

Mas

a(k

g)

1.1 578,8 1 8 37,500 0,3 578 17 52,941 0,3 577 36 50,000 0,5 575,7

1.2 954,7 2 9 33,333 0,8 951,2 16 56,250 3,5 942,8 39 46,154 0,3 942,6

2.1 347,6 1 8 37,500 0,3 347 17 52,941 0,4 346,8 35 51,429 0,3 346

2.2 619,6 2 8 37,500 5 606 18 50,000 0,3 603 34 52,941 2 599,2

3.1 542,5 2 9 33,333 2 538,6 18 50,000 0,3 538 35 51,429 0,3 535,4

3.2 587,2 1 8 37,500 1 585,1 18 50,000 0,3 581,5 33 54,545 0,3 580,5

4.1 550,9 2 9 33,333 0,3 550,1 17 52,941 0,3 549,1 34 52,941 0,3 542,1

4.2 439,3 1 8 37,500 2,5 430,8 16 56,250 6 361,1 33 54,545 0,4 360,9

5 522,1 2 8 37,500 0,3 521,4 17 52,941 4,5 416,8 32 56,250 0,3 416,7

6 946,9 2 9 33,333 6 930,5 18 50,000 0,5 929 34 52,941 0,5 928,1

7.1 360,2 2 9 33,333 2 357,9 19 47,368 0,3 356,7 32 56,250 0,3 355,4

7.2 312,2 1 9 33,333 0,3 310,2 18 50,000 0,4 308 32 56,250 0,4 305,8

8 1034 2 8 37,500 0,3 1033,5 19 47,368 0,3 1032,2 33 54,545 0,5 1030,3

9 1583,6 2 9 33,333 0,3 1583,4 18 50,000 0,3 1583 34 52,941 0,3 1581,7

10 270 2 8 37,500 6 236,2 18 50,000 5 215,9 33 54,545 4 196,4

Fuente: Propia


Tabla 2. 4 Promedios en cada combinación de herramienta.

5 Golpes 15 Golpes 30 Golpes

PROMEDIOS RPM Altura h (mm) RPM Altura h (mm) RPM Altura h (mm)

Herramienta 1 36,667 0,880 52,426 1,480 53,354 0,380

Herramienta 2 35,000 2,300 50,687 1,530 53,094 0,880

Fuente: Propia


18

2.5 BASES Y ESPECIFICACIONES DE DISEÑO

En la Tabla 2. 5 y Tabla 2. 6 se presenta tanto los parámetros de diseño como los

de simulación del prototipo para satisfacer las necesidades, requerimientos y

condiciones a cumplir.

Tabla 2. 5 Parámetros para diseñar y simular.

Factores Parámetros de diseño

Consumo de energía aproximado Reducir la potencia utilizada

Consumo Aire Máximo de 350 CFM a 100 psi

Distancia del operador al hueco Entre más lejos, más seguro en caso

de deslave por falla frágil de la roca

debido al peso de la máquina.Distancia de máquina al filo de talud

Avance de perforar

Control individual de cada movimientoGiro

Impacto

Capacidad de izaje de herramienta Halar al menos 30 m

Capacidad broca 11 2 " ! " !5"Capacidad barreno Utilizar 2 barrenos de 5,6 m

Velocidad de avance Mínimo 10 m/ 5 min

Velocidad de subida herramienta más

martilloSe espera 30 m/ min

Velocidad cambio de herramienta Máximo 5 min

Velocidad de subida solo martillo Se espera 12 m / min

Mantenimiento El menor tiempo posible y a bajo costo

Fuente: Propia


19

Tabla 2. 6 Consumo de martillos convencionales en operación.

Consumo en operación

Aceite Martillo, combustible 80 - 100 galones

Aire 350 CFM

Facilidad de repuestosVida útil > 50 años, no hay repuestos

solo piezas de trabajo

Fuente: Propia


2.6 FORMULACIÓN DE LAS ALTERNATIVAS

2.6.1 SISTEMA NEUMÁTICO

La generación, almacenaje y utilización del aire comprimido resultan relativamente

baratos y ofrece un índice de peligrosidad bajo en relación a otras energías como

la electricidad y los combustibles gaseosos o líquidos (ver Figura 2. 9).3

La Figura 2. 8 presenta de manera general como funcionan los martillos

convencionales que se encuentran operando en la actualidad, con el sistema

neumático, indicando que el tiempo de trabajo se controla con la entrada de aire;

es decir, a mayor flujo de aire y presión, el trabajo se lo realiza más rápido con el

inconveniente que resalta de manera inmediata el aumento del costo de

perforación.

Figura 2. 8 Trabajo general de los martillos neumáticos.

Fuente: Propia


3 http://es.scribd.com/doc/65293881/Fundamentos-de-Neumatica-Industrial

20

Actualmente los martillos utilizan compresores de 600 CFM y motores de 240 HP

aproximadamente, lo que produce una perforación máxima de 3 metros, para

brocas de diámetro de 3 pulgadas. Por esta razón para cubrir los 12 metros

lineales se necesita aproximadamente 800 CFM empleando dos acumuladores de

aire de 2 y 3 metros cúbicos, lo que reduce el costo beneficio.

2.6.1.1 Ventajas

• El aire comprimido no presenta riesgo de explosión o fuego.

• El aire está disponible en todas partes y en cantidades ilimitadas.

• El aire comprimido puede ser almacenado en un depósito y usado cuando

se requiera.

• El aire comprimido es relativamente insensible a las fluctuaciones con la

temperatura. Esto asegura una buena operación, incluso en condiciones

extremas.

• Adaptar un sistema neumático, en términos de peso es aproximadamente

120 kg lo que en comparación con otros sistemas es bajo.

• Las velocidades y las fuerzas pueden regularse de manera continua y

escalonada.

• El trabajo con aire no daña los componentes de un circuito por efecto de

golpes de ariete.

• Energía limpia.

2.6.1.2 Desventajas

• El uso del aire no solo se lo utiliza en generar el golpe para perforar, el

avance del carro de perforar y el giro del martillo, sino también se lo utiliza

para la limpieza.

• A mayor CFM de flujo de aire, mayor es el consumo de aceite. Esto se da

por que el aparato de lubricador trabaja por arrastre de aire.

• No es posible mantener un movimiento con una velocidad uniforme y

constante con el caudal de aire.

• No se tiene torque al atraparse la herramienta.

21

• El avance del carro de perforar depende de la bomba de avance, si al fallar

lo sellos que impiden la fuga de aire, el avance no es controlado.

• En circuitos muy extensos se producen pérdidas de cargas considerables

• Las presiones a las que trabajan normalmente, no permiten aplicar grandes

fuerzas.

• Altos niveles de ruido generado por la descarga del aire hacia la atmósfera.

• El aire fluye por los conductos más amigables para el fluido, aun si no se

necesitara aire por esos conductos, lo que da desperdicios en el

aprovechamiento del aire para generar los movimientos requeridos por el

martillo y con esto no lograr el buen funcionamiento del mismo.

Figura 2. 9 Esquema martillo neumático.

Fuente: Propia


2.6.2 SISTEMA HIDRÁULICO

Está compuesto por seis elementos principales (ver Figura 2. 10):

• Un acumulador

• Una bomba

• Una válvula de control

• Un actuador

• Un filtro

• Una válvula de liberación

22

2.6.2.1 Ventajas

• Las fuerzas pueden regularse de manera continua.

• Se puede llegar en los elementos hidráulicos de trabajo hasta su total

parada, sin riesgos de sobrecarga o tendencia al calentamiento.

• El aceite se adapta a las tuberías y transmite fuerza como si fuera una

barra de acero.

• Los elementos son reversibles además de que se pueden frenar en

marcha.

• Hay pocas piezas en movimiento como por ejemplo: bombas, motores y

cilindros.

• Multiplicación de fuerzas: visto en la prensa hidráulica.

2.6.2.2 Desventajas

• Se obtienen velocidades bajas en los actuadores.

• En la manipulación de los aceites, aparatos y tuberías, como el lugar de la

ubicación de la máquina; en la práctica existen pocas máquinas hidráulicas

que extremen las medidas de limpieza.

• Exige un buen mantenimiento.

• Las bombas, motores, válvulas proporcionales y servo válvulas son caras.

Una sola bomba de 10000 PSI cuesta aproximadamente 8000 dólares.

• La regulación del caudal no es precisa.

Figura 2. 10 Esquema martillo hidráulico.

Fuente: Propia


23

2.6.3 SISTEMA ELÉCTRICO

2.6.3.1 Máquina Eléctrica

Una máquina eléctrica (ver Figura 2. 11) es un conjunto de mecanismos capaces

de producir, aprovechar o convertir la energía eléctrica.4

Figura 2. 11 Máquina eléctrica.

Fuente: Propia


Los motores eléctricos satisfacen una amplia gama de necesidades de servicio,

desde arrancar, acelerar, mover, frenar hasta sostener y detener una carga.

Donde sus potencias varían desde una pequeña fracción de caballo hasta varios

miles y con una amplia variedad de velocidades, que pueden ser fijas, ajustables

o variables.

El martillo para su funcionamiento necesita de los movimientos de golpe, avance y

giro. Con la utilización de tres motoreductores (ver Figura 2. 12) se podría suplir

este requisito, además la ventaja principal de su uso radica en la posible

existencia de algún sobrecargo de operación provocando daños en el

motoreductor, preservando el martillo (ver Figura 2. 13) que sería lo más crítico.

4 http://es.scribd.com/doc/60940472/motores-electricos

24

Figura 2. 12 Motoreductor.

(Rossi, 2011)

2.6.3.2 Variador de Frecuencia

El método más eficiente de controlar la velocidad de un motor eléctrico es por

medio de un variador electrónico de frecuencia. No se requieren motores

especiales, son mucho más eficientes y tienen precios cada vez más

competitivos.

El variador de frecuencia (ver Figura E 1 del ANEXO E) regula la frecuencia del

voltaje aplicado al motor, logrando modificar su velocidad. Sin embargo,

simultáneamente con el cambio de frecuencia, debe variarse el voltaje aplicado al

motor para evitar la saturación del flujo magnético con una elevación de la

corriente que dañaría el motor.

2.6.3.3 Ventajas

• Con la utilización de tres motores eléctricos con los motoreductores y

bandas, seguiría siendo ventajoso ante los otros sistemas, en términos de

costo.

• La potencia del martillo se regula con las rpm del motor.

25

• Se tiene un movimiento controlado en toda la carrera, tanto en el

arranque/paro como su posición y velocidad lo que los ha extendido

profusamente para multitud de aplicaciones industriales.

• Se aprovecha un torque fijo para el caso en que la herramienta se atrape.

• Se aprovecha el aire solo para la limpieza

• Con la utilización de un motor eléctrico por movimiento para el martillo se

tendría el máximo aprovechamiento de energía.

2.6.3.4 Desventajas

• Adaptar un sistema eléctrico, en términos de peso es aproximadamente

400 kg lo que en comparación con otros sistemas es relativamente alto.

• La necesidad de contar con un generador de energía eléctrica.

• Calentamiento, falla del árbol, falla de los cojinetes, fuga de aceite,

desgaste, ruido y vibración en los motoreductores.

Figura 2. 13 Esquema martillo eléctrico.

Fuente: Propia


26

2.7 SELECCIÓN DE LA MEJOR ALTERNATIVA

Para una adecuada selección se considera los siguientes criterios:

• El peso necesario para trasladar la máquina de un lugar a otro.

• El control en el avance de perforación, en el giro e impacto que determina

además una correcta utilización y carga en la broca.

• Los consumibles como la energía, aire, aceite y combustible que se

mantendrán constantes para el funcionamiento diario.

• La facilidad de repuestos y técnicos disponibles en el mercado para un

adecuado mantenimiento.

• La velocidad de avance, la capacidad de la broca, barreno, izaje de la

herramienta y torque para aflojarla.

• La contaminación ambiental como el ruido y la cantidad de polvo.

• La maniobrabilidad, la seguridad del operador como la distancia al hueco,

la fijación de la máquina al piso y la distancia de esta al filo del talud.

• Los tiempos muertos al cambiar la herramienta, la velocidad de subida del

martillo y la velocidad de subida del martillo con la herramienta.

2.7.1 MÉTODO ORDINAL CORREGIDO DE CRITERIOS PONDERADOS PARA

LOS SISTEMAS DE ALIMENTACIÓN.5

“La mayor parte de veces, para decidir entre diversas soluciones (especialmente

en la etapa de diseño conceptual) basta conocer el orden de preferencia de su

evaluación global.” (Riba, 2002)

Se asignan los valores siguientes para cada criterio (Tabla 2. 7):

• 1 si el criterio (solución) de las filas es superior que el de las columnas.

• 0,5 si el criterio (solución) de las filas es equivalente al de las columnas.

• 0 si el criterio (solución) de las filas es inferior que el de las columnas.

5 Riba C, “Diseño Concurrente”, 1ª Ed, Universidad Politécnica de Catalunya, Barcelona, 2002,página 59.

27

Tabla 2. 7 Evaluación del peso específico de cada criterio.

Control = Capacidad > Seguridad > Precio > Mantenimiento >

>Contaminación > Tiempo Muerto = PesoC

rite

rio

Pe

so

Co

ntr

ol

Pre

cio

Ma

nte

nim

ien

to

Ca

paci

da

d

Co

nta

min

aci

ón

Se

gu

rid

ad

Tie

mp

oM

uert

o

∑+

1

Po

nd

era

ció

n

Peso 0 0 0 0 0 0 0,5 1,5 0,042

Control 1 1 1 0,5 1 1 1 7,5 0,208

Precio 1 0 1 0 1 0 1 5 0,139

Mantenimiento 1 0 0 0 1 0 1 4 0,111

Capacidad 1 0,5 1 1 1 1 1 7,5 0,208

Contaminación 1 0 0 0 0 0 1 3 0,083

Seguridad 1 0 1 1 0 1 1 6 0,167

Tiempo Muerto 0,5 0 0 0 0 0 0 1,5 0,042

Σ 36 1

Modificado de (Riba, 2002)

Evaluación de los pesos específicos de las distintas soluciones para cada criterio

(ver Tabla 2. 8 a Tabla 2. 15):

Tabla 2. 8 Evaluación del peso específico del criterio Control.

S. Eléctrico > S. Hidráulico > S. Neumático

Control S. Hidráulico S. Neumático S. Eléctrico ∑ + 1 ponderación

S. Hidráulico 1 0 2 0,333

S. Neumático 0 0 1 0,167

S. Eléctrico 1 1 3 0,500

Σ 6 1

Fuente: (Riba, 2002)


28

Tabla 2. 9 Evaluación del peso específico del criterio Precio.

S. Eléctrico > S. Neumático > S. Hidráulico

Precio S. Hidráulico S. Neumático S. Eléctrico ∑ + 1 ponderación




Σ 6 1



Tabla 2. 10 Evaluación del peso específico del criterio Mantenimiento.

S. Eléctrico > S. Neumático > S. Hidráulico

Mantenimiento S. Hidráulico S. Neumático S. Eléctrico ∑ + 1 ponderación




Σ 6 1



Tabla 2. 11 Evaluación del peso específico del criterio Capacidad.

S. Eléctrico > S. Hidráulico > S. Neumático

Capacidad S. Hidráulico S. Neumático S. Eléctrico ∑ + 1 ponderación




Σ 6 1



29

Tabla 2. 12 Evaluación del peso específico del criterio Contaminación.

S. Hidráulico > S. Neumático > S. Eléctrico

Contaminación S. Hidráulico S. Neumático S. Eléctrico ∑ + 1 ponderación




Σ 6 1



Tabla 2. 13 Evaluación del peso específico del criterio Seguridad.

S. Eléctrico > S. Hidráulico = S. Neumático

Seguridad S. Hidráulico S. Neumático S. Eléctrico ∑ + 1 ponderación

S. Hidráulico 0,5 0 1,5 0,250

S. Neumático 0,5 0 1,5 0,250


Σ 6 1



Tabla 2. 14 Evaluación del peso específico del criterio Tiempo Muerto.

S. Eléctrico = S. Hidráulico > S. Neumático

Tiempo Muerto S. Hidráulico S. Neumático S. Eléctrico ∑ + 1 ponderación

S. Hidráulico 1 0,5 2,5 0,417


S. Eléctrico 0,5 1 2,5 0,417

Σ 6 1



30

Tabla 2. 15 Evaluación del peso específico del criterio Peso.

S. Neumático = S. Hidráulico > S. Eléctrico

Peso S. Hidráulico S. Neumático S. Eléctrico ∑ + 1 ponderación

S. Hidráulico 0,5 1 2,5 0,417

S. Neumático 0,5 1 2,5 0,417


Σ 6 1



Tabla de conclusiones:

Tabla 2. 16 Tabla de conclusiones del sistema de alimentación.

Concl

usi

ón

Contr

ol

Capaci

dad

Segu

ridad

Pre

cio

Mante

nim

ient

o

Conta

min

aci

ón

Tie

mpo

Muert

o

Peso Σ

Prioridad

S. Hidráulico 0,0694 0,0694 0,0417 0,0231 0,0185 0,0417 0,0174 0,0174 0,2986 2

S. Neumático 0,0347 0,0347 0,0417 0,0463 0,0370 0,0278 0,0069 0,0174 0,2465 3

S. Eléctrico 0,1042 0,1042 0,0833 0,0694 0,0556 0,0139 0,0174 0,0069 0,4549 1



Como conclusión se tiene que el mejor sistema de alimentación es el sistema

eléctrico según la Tabla 2. 16.

31

CAPÍTULO 3

DISEÑO DE LA MÁQUINA

3.1 DEFINICIÓN DE VARIABLES Y ANÁLISIS DE DATOS

3.1.1 DEFINICIÓN DE VARIABLES

El vástago perforador T – 38 es un elemento mecánico indispensable en estas

máquinas, este permite los movimientos de giro y golpe necesarios para triturar la

roca y crear los agujeros. Los siguientes elementos dependen del vástago T – 38:

• Acople estriado del vástago perforador.- trasmite el movimiento de giro

hacia el vástago perforador, además cumple con la función de fusible en

caso de superar las cargas de diseño.

• Soporte superior e inferior de rodamientos.- contienen los rodamientos que

facilitan la trasmisión del movimiento del motor eléctrico hacia los acoples.

• Placas fijas y móviles.- estás soportan a los resortes que ayudan a dar el

golpe utilizando un eje excéntrico y contienen los soportes de rodamientos.

• Eje excéntrico.- con ayuda de un motor eléctrico mueve la placa.

• Piñón y engranes.- se utiliza dos engranes y un piñón que trasmite el

movimiento de giro del motor hacia los ejes excéntricos.

• Resortes.- capaces de soportar las vibraciones existentes al instante de dar

el golpe.

• Vástago.- sirven de guía de los resortes y dan ajuste de estos en las placas

obteniendo un sistema en equilibrio.

• Cadena.- realiza la función de dar el avance del martillo para la perforación

que utiliza un motor eléctrico.

3.1.2 ANÁLISIS DE DATOS

Los datos obtenidos en la Tabla 2. 1 a la Tabla 2. 4 permiten conocer las

características de diferentes tipos de rocas existentes en las laderas de la

provincia de Pichincha, como la resistencia, la densidad, el tamaño de grano y la

32

cantidad de material que sale al golpear con determinadas revoluciones por

minuto en cada muestra. Las revoluciones, la potencia de los motores eléctricos

forman parte del diseño de la mayoría de elementos mecánicos y para el diseño

del eje excéntrico se utiliza en promedio el mayor tamaño de grano.

3.1.3 FUNDAMENTOS DE DISEÑO

3.1.3.1 Vástago perforador

Está diseñado para soportar a una carga de 80 toneladas, estos datos son

suministrados por el proveedor RockMore International en Latinoamérica. El

trabajo que realiza este accesorio varía entre carga de compresión y de torsión,

se asume valores teóricos de 50 toneladas y 30 toneladas respectivamente,

actualmente los martillos utilizan mayor carga de trabajo a compresión que a

torsión.

El vástago que se utilizará pertenece a la marca FURUKAWA HD 300 con rosca T

– 38 que se muestra en la Figura 3. 1.

Figura 3. 1 Vástago perforador.


Con la colaboración de gente especializada en el campo de la minería en Quito,

se tiene como resultado que las cargas asumidas de compresión y torsión

bordean entre 15% y 20% de su carga total, pero al considerar la incertidumbre de

perforación bajo los 12 metros de profundidad (roca más dura de lo esperado) se

utiliza para el diseño la máxima carga posible.

33

3.1.3.2 Motor eléctrico y reductor de velocidad

Por disponibilidad de un generador eléctrico de gran importancia, puesto que las

perforaciones son a campo abierto sin ninguna disponibilidad de alimentación de

energía, se utiliza motoreductores mostrados en el ANEXO D que entreguen los

movimientos necesarios para la perforación como son el golpe, giro y avance (ver

Tabla 2. 16) accesibles en nuestro mercado con potencia de 3 HP y 3600 rpm.

3.1.3.3 Variador de frecuencia (VDF)

Para una correcta perforación dependiendo de la resistencia de la roca se varia

las velocidades en valores de 80, 120 y 200 revoluciones. El VDF mostrado en el

ANEXO E controlará las velocidades de salida del motor eléctrico además de dar

seguridad de trabajo y modificar el sentido de giro para liberar la herramienta.

3.1.3.4 Material de los elementos mecánicos

Se utiliza acero bonificado AISI 4340 para la maquinaria en acople del vástago

perforador, soporte superior e inferior, soporte de rodamientos; aceros bonificados

AISI 4140 en eje excéntrico, engranajes, topes, guías de resortes, vástago y

tuercas. Las propiedades entre ambos aceros son las mismas, con la diferencia

que AISI 4340 y 4140 se utiliza en diámetros superiores e inferiores a 100 mm

garantizando sus propiedades hasta 250 y 110 mm respectivamente.

Para placas fijas, móviles y carcaza el material a utilizar es acero ASTM 588M

grado A, mientras en resortes el material es UNS N07750 debido a las cargas que

actúan sobre estos.

3.1.3.5 Altura de la excéntrica

Un diente normal en las brocas de perforación de 3” tiene una medida de 5 mm de

altura, estos dientes tienen una distancia efectiva de trabajo próxima a los 2.5

mm. En la Tabla 2. 4 muestra una longitud de 2.3 mm en las rocas ensayadas,

por lo tanto se utilizará para el diseño 2.5 mm.

34

3.1.3.6 Expulsión del material

Al perforar es importante la evacuación del material en el fondo del agujero para

la expulsión se utilizará aire, este es suministrado con un compresor con

capacidad máxima de 350 CFM y 100 PSI. El aire ingresará por el interior del

vástago perforador, barrenos, uniones y broca, sacando residuos de roca

alrededor de la herramienta.

3.1.3.7 Accesorios de perforación

El peso de los accesorios de perforación tiene su importancia en el diseño de las

placas fijas y móviles. Además el roscado del vástago de perforación debe tener

30 mm de longitud libre con la carcasa para adaptar el resto de accesorios.

3.1.3.8 Repuestos

Para los elementos cambiables como rodamientos y resortes se estima un cambio

cada 4 años trabajando 8 horas diarias los 360 días anuales.

3.1.3.9 Soldadura

El proceso adecuado es SMAW con electrodo E6010 ya que las placas de la

carcasa tienen características similares, además de utilizar bisel en V con dos

pasadas siendo la primera de perforación. En el gancho de la cadena se utiliza el

mismo proceso y material de aporte con una sola pasada por todo el contorno.

3.2 DISEÑO DE LOS ELEMENTOS MECÁNICOS

3.2.1 ACOPLE DEL VÁSTAGO PERFORADOR

3.2.1.1 Diseño estático

3.2.1.1.1 Cálculo del diámetro exterior

Mediante la teoría de la energía de distorsión para materiales dúctiles se

determina el diámetro exterior, este elemento mecánico es un cilindro hueco con

estriado en su interior, con dientes que transmiten el movimiento de giro por

35

medio de un acople superior que engrana con este acople y el estriado con el

vástago perforador.

El diseño del acople es a la máxima carga posible, ya que este elemento tiende a

fallar primero, se asume un valor del diámetro exterior de acople y se justifica con

el factor de seguridad mayor a 2.

Los datos obtenidos que se muestra en la Figura 3. 1 del vástago perforador sirve

para realizar el estriado interior del acople, así como el diámetro interior y exterior.

Tabla 3. 1 Datos para el acople del vástago perforador.

Diámetro exterior del acople: D 115 mm

Diámetro interior del acople: d 64,4 mm

Fuerza de compresión teórica: F# 50 Ton

Fuerza de torsión teórica: F$ 30 Ton

Fuente: Propia


Las propiedades mecánicas del acero bonificado AISI 4340 (Tabla 3. 2) y la ficha

técnica se detallan en las Figura A 1 y Figura A 2 del ANEXO A proporcionado por

IVAN BOHMAN C.A.

Tabla 3. 2 Propiedades mecánicas AISI 4340.

Propiedades Mecánicas en Condición de Suministro:

Resistencia a la Tracción: S%& 90 – 110 kg mm'(Esfuerzo de cedencia: S) 70 kg mm*(Elongación, A5 min 12%

Reducción de área, Z min 45%

Dureza 270 – 330 HB

Fuente: (Bohman, 2011)


36

Los esfuerzos principales se calcula con la ecuación (3. 1)

+,,- = ./2± 01.2

234 + 5678 (3. 1)

El área donde actúa la fuerza de compresión se considera un anillo, además del

momento polar se muestran en la Figura 3. 2.

Figura 3. 2 Momento polar y área.

(Budynas & Nisbett, 2008)

Donde el esfuerzo está dado por la fuerza de compresión

9: = F

A=

4F;<(D= " d>)(3. 2)

El esfuerzo cortante está dado por la fuerza de torsión

?@A = Tr

J=FB C DDE

4F

J

(3. 3)

Reemplazando las ecuaciones (3. 2) y (3. 3) en (3. 1) se tiene

GH,I = 2FJ<(DK " dL) ±2<MN FO

DP " dQRS+ T 4FUDV

DW " dXYZ (3. 4)

Donde

[\ = 105,94!MPa]^ = ! "37,21!Mpa

37

Cálculo del Esfuerzo de Von Mises

!!_̀ = ! (.ab " .c.d + .ef)g/h = 128,64!MPa (3. 5)

Factor de seguridad

i = Sj.̀ = 5,33(3. 6)

El factor de seguridad es mayor a 2, por tanto este resultado muestra

sobredimensionamiento del diámetro exterior, pero este elemento es el primero en

fallar ocasionando la fractura además de la incertidumbre en la resistencia de la

roca a 12 metros de profundidad. Entonces es recomendable mantener el

resultado para prever cualquier inconveniente.

3.2.1.1.2 Cálculo del diente

Para determinar las dimensiones del diente del acople se asume que tiene dos

dientes en la parte superior para transmitir el movimiento dado por el acople

superior. Se tiene simetría en la parte inferior del acople para engranar de la

misma manera con el acople inferior como se indica en la Figura 3. 3 donde se

detalla las dimensiones a calcular.

Figura 3. 3 Dimensiones del acople del vástago perforador.

Fuente: Propia


38

• Dimensión c

El análisis se realiza por corte y aplastamiento debido a la existencia de ambos

efectos al girar y dar golpe respectivamente.

La fuerza ejercida en los dientes del acople es la carga asumida para la torsión,

es el mismo material por formar parte del acople y se cuenta con la medida de

a=25,4 mm (diferencia de diámetros).

Los datos para calcular el diámetro exterior se utiliza en el diseño de las

dimensiones c y b del acople del vástago perforador, mostrados en la Tabla 3. 3

Tabla 3. 3 Datos para calcular las dimensiones c y b.

Carga en los dientes del acople: F 30000 kg

Esfuerzo de cedencia: Sk 70 kg mml(Factor de seguridad: n 2

Fuente: Propia


Mediante la teoría de la energía de distorsión, la resistencia al cortante es:

mno = 0,577Sp (3. 7)

La falla por cortante a lo largo del área ac crea un esfuerzo

q = F

a C c (3. 8)

Pero a la vez este esfuerzo cortante se calcula de la siguiente manera

r = Sstn

(3. 9)

39

Al sustituir (3. 7) en (3. 9) e igualar (3. 8) y (3. 9) se tiene la fórmula para calcular

la distancia c por cortante

uv = n C Fa C Swx = 29,36!mm (3. 10)

Para resistir el aplastamiento, se utiliza el área de la mitad de la cara del diente

yz = 2 C n C Fa C S{| = 33,8!mm (3. 11)

} = 34!mm• Dimensión b

Para determinar esta longitud se analiza el aplastamiento por no existir esfuerzo

cortante.

El esfuerzo al aplastamiento que ocurre en el área ac es:

~ = F

a C c/2 = 34,88!kgf/mm� (3. 12)

Este esfuerzo es el mismo en la cara ab

= F

a C b = 34,88!kgf/mm! (3. 13)

Donde b se calcula en la ecuación (3. 13)

" = F. C a = 17!mm (3. 14)

Al no tener otra medida para comparar como en la longitud c, esta se

sobredimensiona (b=20 mm), con esto se garantiza su correcto funcionamiento

por ser más propenso a fallar.

40

3.2.1.2 Diseño dinámico

Al analizar el acople si se presentara alguna falla, esta se da en los dientes, razón

por la cual el diseño dinámico se realiza en los dientes (Figura 3. 4).

Se define la potencia de suministro, revoluciones de entrada y se asume que el

acople soporta una carga axial de 20 toneladas.

Las revoluciones recomendadas para este trabajo son de 80, 120 y 200 rpm.

Como es lógico no se puede diseñar para cada una, entonces se utiliza la

velocidad que entrega mayor carga de torsión, garantizando el funcionamiento en

los demás rangos.

El funcionamiento del martillo depende del tipo de la roca a perforar, por lo tanto

la mayor carga de torsión es a 80 rpm que además se compensa con el avance

de la máquina.

El torque sometido al acople del vástago perforador es:

# = 63025 C Hn

(3. 15)

$ = !2363,44!lbf C pulgSiendo la fuerza de torsión:

%& = T

D/2

(3. 16)

'( = 1044,02!lbf = 4644,05!NPor tanto la carga de torsión a la que se somete el acople es

)* = 473,88!kgLa carga axial asumida es:

+, = 196000!N

41

Figura 3. 4 Cargas actuantes en el acople.

Fuente: Propia


Es necesario obtener el área (A) y momento polar (J), para introducirlos en las

herramientas del software Autodesk Inventor 2012, en la Figura 3. 5 se muestra

los resultados de A y J.

Figura 3. 5 Propiedades de la región sombreada.

(Autodesk Inventor, 2012)

42

En la Tabla 3. 4 se calculan los diferentes esfuerzos con sus respectivas fórmulas

y unidades.

Tabla 3. 4 Resultados de los esfuerzos.

VARIABLE SÍMBOLO FÓRMULA RESULTADO UNIDADES

Esfuerzo normal máximo .-.á/ F0/A 153,84 MPa

Esfuerzo cortante máximo 5123á4 Tr/J 6,47 MPa

Esfuerzo normal amplitud .56 .78 = .9:á; 153,84 MPa

Esfuerzo normal medio .<= .>? = 0 0 MPa

Esfuerzo cortante amplitud 5@AB 5CDE = 0 0 MPa

Esfuerzo cortante medio 5FGH 5IJK = 5LMNáO 6,47 MPa

Fuente: Propia


Esfuerzo medio equivalente según Goodman:

PQ̀ = R(.ST)U + 3 C V5WXYZ[ (3. 17)

\]̀ = 187,43!MPaEsfuerzo amplitud equivalente según Goodman:

^_̀ = `(.ab)c + 3 C d5efghi (3. 18)

jk̀ = 27,49!MPaLa resistencia última a la tracción es:

lmn = 90kgf

mmo = 882!MPaLímite de resistencia a la fatiga en vida rotatoria

pqr = 0,5 C Sst!; si!Suv w 200!kpsi (3. 19)

43

xyz = 441!MPa• Factor de modificación de la condición superficial6

{| = aS}~� (3. 20)

Donde S ! es la resistencia mínima a la tensión, los valores de a y b se

encuentran en la Tabla 3. 5

Tabla 3. 5 Parámetros en el factor de la condición superficial de Marín.


"# = 0,748

• Factor de modificación del tamaño7

“La dimensión efectiva $ que corresponde a una sección rectángular de ¼ pulg de

espesor y 2 de ancho se obtiene igualando las dos áreas de 95% de esfuerzo,

una para sección de viga redonda o de viga giratoria y otra para una rectangular.”

(Shigley & Mitchell, 1985)

No se realiza el diseño dinámico en la parte cilíndrica, se lo hace en los dientes

del acople calculando el diámetro equivalente y considerando que los dientes

tienen una sección prácticamente rectangular de h = 25,4 mm y b = 34 mm.

6 R. Budynas;R. Nisbett, “Diseño en Ingeniería Mecánica de Shigley”, Octava edición, McGraw-Hill,México, 2008, Página 279.7 J. Shigley; R. Mitchell, “Diseño en Ingeniería Mecánica”, Cuarta edición, McGraw-Hill, México,1985, Página 313

44

Figura 3. 6 Áreas de 95% de esfuerzo para algunas secciones de uso común.8


La dimensión efectiva % que corresponde a una sección rectangular de h = 25,4

mm y b = 34 mm se obtiene igualando las dos áreas de 95% de esfuerzo, una

para sección de viga redonda o de viga rotatoria y otra para una rectangular.


De la Figura 3. 6 se obtiene

& = '0,05hb0,0766

(3. 21)

( = 33,51!mmSi 8!mm < )! w 250!mm entonces

*+ = 1,189d,-,./0 (3. 22)

12 = 0,85

8 J. Shigley; R. Mitchell, “Diseño en Ingeniería Mecánica”, Cuarta edición, McGraw-Hill, México,1985, Página 314

45

• Factor de modificación de la carga9

Para el factor de carga se toma en cuenta que la fatiga se da por la carga axial.

34 = 0,85

• Factor de modificación de la temperatura10

Si, T! w 450!5!(850!5)67 = 1

• Factor de confiabilidad11

Tabla 3. 6 Factores de confiabilidad ke correspondientes a 8 desviaciones estándar

porcentuales del límite de resistencia a la fatiga. 12


Con el 99% de confiabilidad el factor de modificación según la Tabla 3. 6 es

k8 = 0,814

9 R. Budynas;R. Nisbett, “Diseño en Ingeniería Mecánica de Shigley”, Octava edición, McGraw-Hill,México, 2008, Página 28210 J. Shigley; R. Mitchell, “Diseño en Ingeniería Mecánica”, Cuarta edición, McGraw-Hill, México,1985, Página 32111 R. Budynas;R. Nisbett, “Diseño en Ingeniería Mecánica de Shigley”, Octava edición, McGraw-Hill, México, 2008, Página 28412 R. Budynas;R. Nisbett, “Diseño en Ingeniería Mecánica de Shigley”, Octava edición, McGraw-Hill, México, 2008, Página 285

46

• Factor de modificación de efectos varios13

Si S9: w 200!kpsi, entonces

;< = 1,33

Límite de resistencia a la fatiga en la ubicación crítica de una parte de máquina en

la geometría y condición de uso.

=> = k?k@kAkBkCkDSEF (3. 23)

GH = 256,57!MPaResistencia media según Goodman

IJ =SK

LM SNSOPQ+ R.S̀.T̀UV

(3. 24)

WX = 18,29!MPaFactor de seguridad del diseño dinámico

Y = SZ.[̀ = 1,63(3. 25)

3.2.1.3 Resistencia a la fatiga superficial en el estriado interior del acople

La dureza en condición de suministro es entre 270 – 330 HB, se utiliza 330 HB y

se recomienda un factor de seguridad de diseño superficial mayor a 2 al realizar

un proceso interactivo (Tabla 3. 7).

Fuerza tangencial transmitida

\] = 2T

d

(3. 26)

^_ = 8292,94!N13 J. Shigley; R. Mitchell, “Diseño en Ingeniería Mecánica”, Cuarta edición, McGraw-Hill, México,1985, Página 646

47

Tabla 3. 7 Propiedades mecánicas del acero AISI 4340.14

Propiedades MecánicasDensidad (x1000 Kg/m3): 7,7 - 8,03 (a 25°C)

Coeficiente de Poisson: 0,27 - 0,30 (a 25°C)

Módulo de Elasticidad (GPa): 190 -210 (a 25°C)

Fuente: Propia


Las medidas son tomadas del vástago perforador en la mitad del ancho del área

rectangular de contacto.

• Largo del estriado w = 96!mm,

• Radio exterior del estriado r` = 32,2!mm,

• Radio interior del estriado ra = 21,15!mmb = c4F<w2(1" de)/E

1rfg + 1 rhi = 0,12!mm (3. 27)

Resistencia a la fatiga superficial

jk = 2F<bw = 559,54!MPa (3. 28)

Factor de diseño superficial recomendado

lmn = 2

Esfuerzo permisible

op = Sqrnst (3. 29)

uv = 395,65!MPa14http://www.google.com/url?sa=t&rct=j&q=ficha%20t%C3%A9cnica%3A%20barra%20redonda%20acero%20aleado&source=web&cd=1&ved=0CCwQFjAA&url=http%3A%2F%2Fwww.sni.org.pe%2Fdownloads%2Ffichas_tecnicas%2FBARRA%2520REDONDA%2520ACERO%2520ALEADO.doc&ei=qFspT_TjGMzy2gWRzYm5Ag&usg=AFQjCNELBwAmfTMw6DOXa-0Idsnb6uns1g&cad=rja

48

Resistencia de contacto

(wx)yz{ = 2,76H| " 70 = 840,8!MPa (3. 30)

Factor de diseño calculado

}~ = (S�) !".# = 2,13(3. 31)

3.2.2 ENGRANAJE DE LA EXCÉNTRICA


Para realizar el diseño de los engranes encargados del movimiento de golpe al

martillo, se asume una relación de transmisión 2:1 con dientes rectos, la velocidad

más crítica es 80 rpm, por esta causa se ajusta a dicha relación de transmisión.

Así como también se utiliza el mínimo número de dientes recomendado de 18

para que no exista interferencia con el piñón, en paso burdo (hasta 20P) altura

completa15.

$% =N&N'

= 2(3. 32)

() = 18

Número de dientes de la rueda, despejando de la ecuación (3. 32)

*+ = R,N- = 36 (3. 33)

Ángulo de presión, asumido

. = 20°

El piñón y engrane tienen el mismo material, el diente del piñón es más débil por

el mayor rebaje para evitar la interferencia, por lo tanto el diseño se realiza

únicamente para el piñón (Figura 3. 7).

15 J. Shigley; R. Mitchell, “Diseño en Ingeniería Mecánica”, Cuarta edición, McGraw-Hill, México,1985, Página 622, Tabla 13-1

49

Figura 3. 7 Diagrama de cuerpo libre de las fuerzas y momentos que actúan sobre dos

engranajes de un tren de engranajes sencillos.


Factor de Lewis / (ver Tabla 3. 8) para número de dientes igual a 18 es

0 = 0,309

Tabla 3. 8 Valores del factor de Lewis Y. 16


16 R. Budynas;R. Nisbett, “Diseño en Ingeniería Mecánica de Shigley”, Octava edición, McGraw-Hill, México, 2008, Página 718

50

Las revoluciones recomendadas para el martillo son de 80, 120 y 200 rpm; por lo

que se utilizará las revoluciones críticas.

n1 = 160!rpmPor tanto las revoluciones de salida de la rueda son

n2 =N3N4

n5 = 80!rpm (3. 34)

La potencia a utilizar es la misma con un factor para el diseño estático de 6 = 3

A partir de estos datos se obtiene ancho de cara y paso adecuados. Por cálculo

iterativo mediante diseño estático se determina F y P, entonces la solución más

adecuada es con paso diametral de 7 = 10! 89:;<=>?@AB

Diámetro de paso del piñón

CDE =NFP= 1,8!pulg (3. 35)

Diámetro de paso de la rueda

GHI =NJP= 3,6!pulg (3. 36)

Velocidad

K = <dLMnN12

= 75, 39!pies!/min (3. 37)

Carga tangencial transmitida

OP =33000H

V= 1313,03!lb (3. 38)

Factor de velocidad para perfil cortado o fresado

QR =1200

1200 + V= 0,94

(3. 39)

51

Se utiliza acero bonificado para maquinaria 709 similar al acero bonificado AISI

4140 (Tabla 3. 9), la ficha técnica se detalla en las Figura A 3 y Figura A 4 del

ANEXO A proporcionado por IVAN BOHMAN C.A.

Tabla 3. 9 Propiedades Mecánicas del acero AISI 4140.


Resistencia a la Tracción: SST 90 – 110 kg mmU(Esfuerzo de cedencia: SV 70 kg mmW(Elongación, A5 min 12%

Reducción de área, Z min 50%

Dureza 275 – 320 HB

(Bohman, 2011)

Ancho de cara

X = WYP

KZYS[n

= 1,36!pulg (3. 40)

Ancho de cara mínimo recomendado

\ = 3 ]<P^ = 0,94!pulg (3. 41)

Ancho de cara máximo recomendado

_ = 5 `<Pa = 1,57!pulg (3. 42)

La solución recomendada y aproximada es:

b = 1,417!pulg = 36!mmc = 10! dientes!

pulg

52

3.2.2.2 Diseño dinámico a flexión

En esta sección se trata de corroborar las medidas antes expuestas mediante la

determinación del factor de seguridad recomendado (d e 2).

Para el factor de velocidad hay que tener mayor precisión, debido a la fabricación

del perfil pues este es generado con fresa madre o cepillado.

fg =50 + hV50

= 1,17(3. 43)

Factor geométrico i que la American Gear Manufacturers Association (AGMA)

recomienda17

j = 0,3755

Esfuerzo dinámico

k = WlPKmFJ

= 21,02!Kpsi (3. 44)

Resistencia a la fatiga

nop = 0,5Sqr = 78,23!Kpsi (3. 45)

• Factor de acabado en superficie18

st = 0,67

• Factor de tamaño para dientes de engranes rectos19

Para un paso de 10 se tiene

uv = 0,972

17 J. Shigley; R. Mitchell, “Diseño en Ingeniería Mecánica”, Cuarta edición, McGraw-Hill, México,1985, Página 637, Tabla 13-518 J. Shigley; R. Mitchell, “Diseño en Ingeniería Mecánica”, Cuarta edición, McGraw-Hill, México,1985, Página 644, Figura 13-2519 J. Shigley; R. Mitchell, “Diseño en Ingeniería Mecánica”, Cuarta edición, McGraw-Hill, México,1985, Página 645, Tabla 13-9

53

• Factor de confiabilidad20

Para una confiabilidad del 50%

wx = 1

• Factor de efectos diversos para flexión en un solo sentido21

Para resistencia a la tensión hasta 200 Kpsi

yz = 1,33

Resistencia a la fatiga del material

{| = k}k~k�k S! " = 67,76!Kpsi (3. 46)

Factor de seguridad a fatiga a flexión

#$ =S%. = 3,22

(3. 47)

Factor de corrección por sobrecarga22

&' = 1,25

Factor de distribución de la carga para engranes cilíndricos rectos23

() = 1,3

Factor de seguridad ordinario a flexión

* = n+k,k- = 2,0 (3. 48)

20 J. Shigley; R. Mitchell, “Diseño en Ingeniería Mecánica”, Cuarta edición, McGraw-Hill, México,1985, Página 645, Tabla 13-1021 J. Shigley; R. Mitchell, “Diseño en Ingeniería Mecánica”, Cuarta edición, McGraw-Hill, México,1985, Página 646, Tabla 13-1122 J. Shigley; R. Mitchell, “Diseño en Ingeniería Mecánica”, Cuarta edición, McGraw-Hill, México,1985, Página 646, Tabla 13-1223 J. Shigley; R. Mitchell, “Diseño en Ingeniería Mecánica”, Cuarta edición, McGraw-Hill, México,1985, Página 647, Tabla 13-13

54

3.2.2.3 Diseño a la fatiga superficial

La dureza expresada en la Tabla 3. 10 no es la de suministro en condiciones

naturales por parte del proveedor, por lo tanto este material debe ser sometido a

un tratamiento térmico de cementado, el mismo que se detalla en la ficha técnica

del acero AISI 4140 (ver Figura A 3 y Figura A 4 del ANEXO A).

Resistencia a la fatiga en la superficie de aceros está dada por

./ = 0,4HB" 10 = 140!Kpsi (3. 49)

Tabla 3. 10 Datos para el diseño a la fatiga superficial.

Paso diametral, P 10 dientes/pulg

Diámetro de paso del piñón, d0 1,8 pulg

Diámetro de paso de la rueda,!d1 3,6 pulg

Velocidad, V 75,39 pies/min

Carga transmitida tangencial, W2 1313,03 lb

Ancho de cara, F 1,417 pulg

Ángulo de presión, . 20°

Dureza Brinell, H3 375 HB

Factor de velocidad,!C4 = K5 1,17

Factor de corrección por sobrecarga, C6 = K7 1,25

Factor de distribución de la carga, C8 = K9 1,3

Fuente: Propia


Factor de relación de dureza y factor de temperatura24

• Se emplea para engranes rectos C: = 1

• Para temperaturas menores que 250°C C; = 1


55

Límite de fatiga superficial corregida o resistencia hertziana

<= =C>C?C@CA SB = 175!Kpsi (3. 50)

Relación de velocidad

CD =dEdF = 2

(3. 51)

Factor de configuración geométrico para engranes rectos

G = cos. sin.2

mHmI + 1 = 0,107

(3. 52)

Coeficiente elástico25 para acero – acero

JK = 2300!Carga tangencial permisible

LMN = OSPCQR

S C CT. F. dU. I = 1857,042!lb (3. 53)

Factor de seguridad de los engranes

VW =WXYWZ = 1,41

(3. 54)

Factor de seguridad a la fatiga superficial

[ = n\C]. C^ = 1 (3. 55)

No es necesario mejorar el diseño eligiendo otro material de mayor resistencia

pues los engranes son más críticos a fatiga superficial ya que el factor de diseño

es uno.

25 J. Shigley; R. Mitchell, “Diseño en Ingeniería Mecánica”, Cuarta edición, McGraw-Hill, México,1985, Página 651, Tabla 13-14

56

3.2.3 RESORTES

Al no encontrar en catálogo alguno que se adapte a la carga de trabajo,

dimensiones adecuadas que limiten el espacio y puedan ser ensamblados, se

optó para el diseño tomar en cuenta un arreglo de 10 resortes capaces de realizar

el funcionamiento correcto de la máquina además de facilitar su fabricación. La

Tabla 3. 11 muestra las características y material a utilizar (ver Figura A 5 del

ANEXO A).

Tabla 3. 11 Material y características en el diseño de resortes.

Diámetro interior: DI 38 mm

Índice del resorte: C 4

Material UNS N07750 (Inconel X 750)

Factor de seguridad: n 1,2

Número de espiras totales: N_ 12

Extremos Plano y esmerilado

Fuente: Propia


3.2.3.1 Diseño del resorte

Diámetro medio en función del diámetro interior y el índice del resorte

` =C C DIC " 1

= 1,99!pulg (3. 56)

Diámetro del alambre

a = D

C= 0,5!pulg (3. 57)

Resistencia última a la tracción

bcd =A

de(3. 58)

57

Tabla 3. 12 Constantes A y m para estimar la resistencia de tensión mínima de alambres

para fabricar resortes comunes. 26


El material a usar es un alambre para instrumento musical (Tabla 3. 12), por lo

tanto

A = 201000!psi C pulgf

m = 0,145

ghi = 222,34!kpsiResistencia a la fluencia

jk = 0,75Slm = 166,75!kpsi (3. 59)

Según la Teoría de la energía de la distorsión el esfuerzo de fluencia al corte

nop = 0,577Sq = 96,22!kpsi (3. 60)

Factor corrección de Wahl

rs =4C " 1

4C " 4+0,615

C= 1,404

(3. 61)

26 R. Budynas;R. Nisbett, “Diseño en Ingeniería Mecánica de Shigley”, Octava edición, McGraw-Hill, México, 2008, Página 507, Tabla 10-4

58

La carga máxima estática que soporta

tuáv =<dw

8nKxD C Syz = 1394,55!lbf (3. 62)

Figura 3. 8 Tipos de extremos de resortes de compresión. 27


La Figura 3. 8 y la Tabla 3. 13 muestran la forma de acabado en los extremos y

las ecuaciones para determinar cada tipo respectivamente.

Tabla 3. 13 Fórmulas para calcular las dimensiones de resortes de compresión. 28


27 R. Budynas;R. Nisbett, “Diseño en Ingeniería Mecánica de Shigley”, Octava edición, McGraw-Hill, México, 2008, Página 503, Figura 10-228 R. Budynas;R. Nisbett, “Diseño en Ingeniería Mecánica de Shigley”, Octava edición, McGraw-Hill, México, 2008, Página 503, Tabla 10-1

59

Número de espiras activas

{| = N} " 1 = 11 (3. 63)

El módulo por cortante se obtiene de la Tabla 3. 14

Tabla 3. 14 Propiedades mecánicas de algunos alambres para resorte.29

Modificado de (Budynas & Nisbett, 2008)

Constante del resorte

~ =d�G8D N!

= 1027,13!lbf/pulg (3. 64)

3.2.3.2 Longitudes

Figura 3. 9 Notación de longitudes y fuerzas.30

(Mott, 2006)

29 R. Budynas;R. Nisbett, “Diseño en Ingeniería Mecánica de Shigley”, Octava edición, McGraw-Hill, México, 2008, Página 508, Tabla 10-530 R. Mott, “Diseño de Elementos de Máquinas”, Cuarta Edición, Prentice-Hall, México, 2006,Página 738

60

Deformación del resorte

" =F#á$

K= 1,36!pulg (3. 65)

Longitud sólida (Figura 3. 9)

%& = dN' = 5,98!pulg (3. 66)

Longitud libre (Figura 3. 9)

() = y + L* = 7,34!pulg (3. 67)

Esta longitud se debe comprobar con la recomendada en el diseño de resortes,

+,-./012345678 < 2,63D

9= 10,49!pulg (3. 68)

Para determinar la longitud ensamblada se toma como dato adicional la precarga

existente en el resorte, dado por el peso de la parte central y accesorios del

martillo con ayuda de software Autodesk Inventor 2012 siendo de 485,85 kg.

Deformación inicial

:;<=>?@A =Precarga

K= 1,04!pulg (3. 69)

Longitud ensamblada

BC = LD " yEFGHIJK = 6,3!pulg (3. 70)

Deformación de trabajo dada por la excéntrica tratada en la sección 3.1.3.5.

LMN!PQRSTUV = 2,5!mmLongitud de trabajo

WX = LY " yZ[!\]^_`ab = 6,2!pulg (3. 71)

61

Paso del resorte

c =Ld

Ne + 1= 0,6!pulg (3. 72)

Diámetro exterior

fg = D + d = 2,49!pulg (3. 73)

Momento torsor máximo con h e 0,15

iják =8Kl(1 + h)FmánD<do = 92,21!kpsi (3. 74)

3.2.3.3 Determinación del pandeo

Relación de longitud libre a diámetro medio

pq

r= 3,68

Relación de deformación a longitud libre

s

tu= 0,18

Figura 3. 10 Curvas que indican

cuándo puede producirse pandeo en

resortes helicoidales de

compresión. Ambas curvas son

para resortes con extremos cerrados

y aplanados. Para la curva A, un

extremo del resorte se comprime

contra una superficie plana y el

otro contra una redondeada. Para la

curva B ambos extremos del resorte se comprimen contra superficies planas y paralelas.31


31 J. Shigley; R. Mitchell, “Diseño en Ingeniería Mecánica”, Cuarta edición, McGraw-Hill, México,1985, Página 472, Figura 10-4

62

Con ambas relaciones se determina la existencia o no de pandeo en este caso y

con ayuda de la Figura 3. 10 se muestra que no hay pandeo alguno.

3.2.3.4 Diseño a la fatiga

Para esta sección se determina los ciclos de vida de los resortes al tener como

requisito una duración de 4 años trabajando el martillo 8 horas diarias por 360

días al año, utilizando una velocidad máxima de 200 rpm a la que gira el vástago

perforador (ver Tabla 3. 15).

Tabla 3. 15 Datos para el diseño a la fatiga.

Fuerza máxima: Fváw 1394,55 lbf

Fuerza mínima: Fxíy 1070,38 lbf

Índice del resorte: C 4

Diámetro medio: D 50,67 mm

Diámetro del alambre: d 0,5 pulg

Factor corrección de Wahl: Kz 1,404

Resistencia última a la tracción: S{| 222, 34 kpsi

Ciclos de vida de diseño: N} 1,73E+08

Esfuerzo de fluencia al corte: S~� 96,22 kpsi

Fuente: Propia


Cálculo de las fuerzas amplitud y media (Figura 3. 11)

! = F"á# " F$í%2

= 162,08!lbf (3. 75)

&' = F( + F)í* = 1232,47!lbf (3. 76)

63

Figura 3. 11 Fuerzas actuantes en el resorte.

Fuente: Propia


Factor de multiplicación del esfuerzo cortante

+, = 1 +0,5

C= 1,125

(3. 77)

Esfuerzos cortantes amplitud y medio

-. = K/8F0D<d1 = 7,47!kpsi (3. 78)

23 = K48F5D<d6 = 56,79!kpsi (3. 79)

Para determinar el límite de fatiga a la torsión Zimmerli32 sugiere para resortes sin

martillar que los componentes de la resistencia a la fatiga de vida infinita son:

789 = 35!kpsi :;< = 55!kpsiResistencia última a la torsión

=>? = 0,6S@A = 133,4!kpsi (3. 80)


64

Al utilizar la ordenada de la intersección de Gerber33 del cortante, el límite de

fatiga a la torsión es:

BCDE = SFG1" HSIJ

SKLMN = 42,17!kpsi (3. 81)

Resistencia a la fatiga a torsión

OPQ = SR STkUkVkW (3. 82)

• Para una confiabilidad del 50%, el factor de confiabilidad es:34

XY = 1

• Para temperatura de servicio w 450°C, el factor de temperatura es35

Z[ = 1

• Factor de concentración de esfuerzos

Efecto por curvatura

\] = K^K_ = 1,25

(3. 83)

`a = 1

Kb = 0,801(3. 84)

cde = 33,79!kpsiLos esfuerzos cortantes actuantes en el resorte se observan en la Figura 3. 12.

33 R. Budynas;R. Nisbett, “Diseño en Ingeniería Mecánica de Shigley”, Octava edición, McGraw-Hill, México, 2008, Página 298, Ec. (6-47)34 J. Shigley; R. Mitchell, “Diseño en Ingeniería Mecánica”, Cuarta edición, McGraw-Hill, México,1985, Página 319, Tabla 7-735 J. Shigley; R. Mitchell, “Diseño en Ingeniería Mecánica”, Cuarta edición, McGraw-Hill, México,1985, Página 321

65

Figura 3. 12 Esfuerzos cortantes actuantes en los resortes.

Fuente: Propia


Factor de seguridad a la fatiga

f = Sgh5i = 4,52!!!!!!! j Tiene!vida!infinita (3. 85)

Resistencia a la fatiga determina número de ciclos (Figura 3. 13)

klm = Nn10o (3. 86)

De la ecuación (3. 86) se despeja N

p = (Sqr10st)u/v (3. 87)

Constante b

w = " 13log x0,8Syz

S{| } = "0,166 (3. 88)

Constante c

~ = log �(0,8S !)"S#$ % = 2,53

(3. 89)

66

Encontradas las constantes b y c, calculamos los ciclos a los que ocurre la falla

con la ecuación (3. 87)

N = 8,68 & 10'()!ciclosCálculo del factor de seguridad para la vida de diseño especificada en los datos

de la ecuación (3. 86) la resistencia a la fatiga es:

*+, = 14,33!kpsi

Figura 3. 13 Ciclos a los que ocurre la falla.

Fuente: Propia


Factor de seguridad a la fatiga de diseño

- = S./50 = 1,92!(en!vida!infinita) (3. 90)

3.2.4 EJE EXCÉNTRICO


Se calcula iterativamente el diámetro mayor del eje excéntrico necesario,

adecuado y razonable para soportar las cargas actuantes utilizando un factor de

seguridad de 2, además de ubicar las longitudes para los rodamientos y el

engranaje como se muestra en la Figura 3. 14.

67

En los rodamientos 1 y 4 se apoya la excéntrica en la carcasa. Debido a la

existencia de desgaste entre el eje y la placa por ser de diferente material, los

rodamientos 2 y 3 que transmiten el golpe evita el daño y falla en placa. Estos

deben soportar la fuerza que ejercen todos los resortes ubicados en el martillo.

Figura 3. 14 Eje excéntrico con distancias entre rodamientos y engranaje.

Fuente: Propia


Un solo resorte soporta 632,98 Kg en un arreglo de 10 resortes la fuerza ejercida

en los rodamientos es de 6,33 toneladas, esta carga se divide para cuatro por

existir dos ejes excéntricos, por lo tanto cada rodamiento soporta 1,58 toneladas.

3.2.4.1.1 Cálculo de reacciones plano xy

Tabla 3. 16 Fuerzas actuantes en el plano xy del eje.

Carga ejercida por el piñón: F123 1313,028 lb

Carga ejercida en el rodamiento 2: F45 3488,74 lb

Carga ejercida en el rodamiento 3: F67 3488,74 lb

Fuente: Propia


68

Se utiliza el software MDSolids 3.5 a partir de la Tabla 3. 16 para obtener las

reacciones y momento máximo que se muestra en la Figura 3. 15 y resultados en

la Tabla 3. 17.

Plano xy del eje excéntrico con sus fuerzas actuantes y calculadas.

Figura 3. 15 Eje con diagrama de fuerza cortante y momento flector en el plano xy.

(MDSolids 3.5, 2009)

Tabla 3. 17 Resultados a partir del programa MDSolids para el eje excéntrico en plano xy.

Reacción en A: R89 3782,52 lb

Reacción en B: R:; 1881,89 lb

Momento en rodamiento 2: M<= 15621,5 lb*pulg

Momento en rodamiento 3: M>? 18281,69 lb*pulg

Momento en el engranaje: M@A 4445,42 lb*pulg

Fuente: Propia


69

3.2.4.1.2 Cálculo de reacciones plano xz

Se utiliza el software MDSolids 3.5 a partir de la Tabla 3. 18 para obtener las

reacciones y momento máximo que se muestra en la Figura 3. 15 y resultados en

la Tabla 3. 19.

Tabla 3. 18 Fuerzas actuantes en el plano xz.

Carga ejercida por el piñón: FBCD 477,9 lb

Plano xz del eje excéntrico con sus fuerzas actuantes y calculadas.

Figura 3. 16 Eje con diagrama de fuerza cortante y momento flector en el plano xz.


Tabla 3. 19 Resultados a partir del programa MDSolids para el eje excéntrico en plano xz.

Reacción en A: REF 56,79 lb

Reacción en B: RGH 421,11 lb

Momento en el engranaje: MIJ 994,75 lb*pulg

Fuente: Propia


70

3.2.4.1.3 Cálculo de reacciones y momentos totales

Reacción en A

KL = M(RNO)P + (RQR)S = 3782,95!lb (3. 91)

Reacción en B

TU = V(RWX)Y + (RZ[)\ = 1928,43!lb (3. 92)

Momento en el rodamiento 2

]^ = _(M`a)b = 15621,5!lb C pulg (3. 93)

Momento en el rodamiento 3

cd = e(Mfg)h = 18281,69!lb C pulg (3. 94)

Momento en el engranaje

ij = k(Mlm)n + (Mop)q = 4555,36!lb C pulg (3. 95)

Momento máximo

rsát = Mu = 18281,69!lb C pulgTorque sobre el eje

v = 198000H<n = 2363,45!lb C pulg (3. 96)

Con la teoría de la Energía de la Distorsión para materiales dúctiles se determina

el diámetro mayor del eje excéntrico, utilizando las ecuaciones (3. 1) y (3. 3) para

esfuerzos principales y esfuerzo al cortante respectivamente. Como el eje está

sometido a flexión el esfuerzo normal es

wx = Mc

I

(3. 97)

71

Donde

• y: momento en el punto crítico

• z: radio del eje

• {: momento de inercia

• !}: momento polar

Reemplazando ~ y � en (3. 97) y en (3. 3) se tiene

!" =32M#á$<d%

(3. 98)

&'( =16T<d)

(3. 99)

Ahora sustituyendo las ecuaciones (3. 98) y (3. 99) en (3. 1) y simplificando se

obtiene los esfuerzos principales A y B.

*+ =16<d, -M.á/ +0M1á23 + T45 (3. 100)

67 =16<d8 9M:á; "<M=á>? + T@A (3. 101)

Los resultados en función del diámetro son

BC =186,99

dD !kpsi!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!FG = " 0,775dH !kpsi

La ecuación de la curva que representa la Teoría de la Distorsión36

SIJ = SKL " SM C SN " SOP (3. 102)

Semejanza entre QRSTUV con QWXYZ[ de la Figura 3. 17 se tiene

\] = ".^._ C S` (3. 103)

36 J. Shigley; R. Mitchell, “Diseño en Ingeniería Mecánica”, Cuarta edición, McGraw-Hill, México,1985, Página 249, Ecuación (6-11)

72

Figura 3. 17 Aplicación de la teoría de la distorsión.

Fuente: Propia


Al sustituir la ecuación (3. 103) en (3. 102)

ab =Sc

d1 + e.f.gh + i.j.klm(3. 104)

Relación entre esfuerzos principales

.n.o = "0,00414El factor de seguridad para el diseño estático que se recomienda es

p = Sq.r = 2(3. 105)

De la ecuación (3. 104) la resistencia principal es

st = 99,29!kpsiAl reemplazar la ecuación (3. 100) en (3. 105) y despejando el diámetro u:

73

vwxyz{|}~� = !!!"16 C n C #M$á% +&M'á() + T*+

< C S,-.../0 12 (3. 106)

3456789:;< = 1,6!pulgSe utiliza el diámetro cercano al resultado del acero AISI 4140 (Figura A 3 y

Figura A 4 del ANEXO A), conforme los criterios de diseño y disponibilidad en el

mercado ecuatoriano, en este caso proporcionado por IVAN BOHMAN C.A.

= = 2! 5 32> pulg = 55!mm3.2.4.2 Diseño dinámico

La Tabla 3. 20 muestra el cálculo de esfuerzos para el diseño dinámico.

Tabla 3. 20 Resultado del cálculo de esfuerzos.

Descripción de variable Símbolo Fórmula Resultado Unidades

Esfuerzo normal máximo .?@áA MBáCcI

24,41 kpsi

Esfuerzo cortante máximo 5DEFáG Tr

J1,58 kpsi

Esfuerzo normal amplitud .HI .JKáL 24,41 kpsi

Esfuerzo normal medio .MN 0 kpsi

Esfuerzo cortante amplitud 5OPQ 0 kpsi

Esfuerzo cortante medio 5RST 5UVWáX 1,58 kpsi

Fuente: Propia


Al combinarse los esfuerzos fluctuantes debido a la flexión y la torsión de acuerdo

con la teoría de falla por energía de distorsión, los esfuerzos de Von Mises para

ejes giratorios, redondos y sólidos, sin tomar en cuenta las cargas axiales, están

dados por las ecuaciones (3. 17) y (3. 18).

74

Los esfuerzos amplitud y medio equivalente según Goodman son

YZ̀ = 24,41!kpsi[\̀ = 2,73!kpsi

El mismo acero utilizado en los engranes sirve para fabricar el eje excéntrico, los

límites de resistencias y factores de modificación calculados se presentan en la

Tabla 3. 21 y en la sección 3.2.1.

Tabla 3. 21 Factores y límites de resistencia.

Descripción de variable Símbolo Fórmula Resultado Unidades

Resistencia última a la tracción S]^ 156,45 kpsi

Resistencia a la fatiga de la

probetaS_̀ 0,5 C Sab 78,23 kpsi

Factor de modificación de la

condición superficialkc a C Sutd 1,182

Factor de modificación del tamaño ke 0,869 C dfgh,ijk 0,814

Factor de modificación de

confiabilidadkl 1

Factor de modificación de la

temperaturakm 1

Factor de modificación de efectos

varioskn 1

Fuente: Propia


El factor de concentración del esfuerzo y sensibilidad a la muesca37 no consta en

la Tabla 3. 21 por no tratarlo antes debido a la dependencia con otros factores, así

que se calcula para este punto crítico.

op = kqr C kst (3. 107)


75

Donde

• uvw factor de concentración de esfuerzos a la flexión

xyz =1

K{(3. 108)

• |} factor teórico geométrico de concentración del esfuerzo

Para conseguir el valor de ~� se utiliza la Figura 3. 18 y las relaciones.

!= 0,022!!!!!!!!!!!"

#= 1,11

El radio de la muesca es 1 mm y el diámetro menor es 45 mm por

especificaciones del rodamiento 3 ubicado en este punto que se demuestra en el

cálculo de rodamientos para la excéntrica. El diámetro mayor es 50 mm asumido

en la sección 3.2.4.1.

Figura 3. 18 Eje redondo con filete en el hombro en flexión. 38


Por tanto !%& ' 2,1

• () factor de concentración del esfuerzo reducido de K*

+, = 1 + q(K- " 1) (3. 109)

38 R. Budynas;R. Nisbett, “Diseño en Ingeniería Mecánica de Shigley”, Octava edición, McGraw-Hill, México, 2008, Página 1008, Apéndice A, Tabla A-15, Figura A-15-9

76

Figura 3. 19 Sensibilidad a la muesca.39


Con el Sut y radio de 1mmse tiene . ' 0,85 (ver Figura 3. 19)

Se introducen los valores de / y !12 en la ecuación (3. 109) se tiene

34 = 1,935

Al sustituir 56 en la ecuación (3. 108) se obtiene

789 = 0,5168

• :;< factor de concentración de esfuerzos a la torsión

Por no tener sensibilidad de la muesca a la torsión => por falta de variación de la

torsión, el factor es

?@A = 1

Se reemplaza los valores de BCD y EFG en (3. 107) obteniendo

HI = 0,5168

39 R. Budynas;R. Nisbett, “Diseño en Ingeniería Mecánica de Shigley”, Octava edición, McGraw-Hill, México, 2008, Página 287, Figura 6-20

77

Determinados los factores y límites de resistencia se procede a calcular la

resistencia a la fatiga y la resistencia media según Goodman con las ecuaciones

(3. 23) y (3. 24) respectivamente

JK = 38,89!kpsiLM = 4,24!kpsi

Se utiliza la ecuación (3. 25) para obtener el factor de seguridad.

N = 1,55

Por recomendación en las dimensiones de los rodamientos en la excéntrica

alcanza un diámetro de 52 mm, el material comercial es de 55 mm por tanto se

maquina para alcanzar el adecuado.

3.2.5 VÁSTAGO

Para determinar el diámetro del vástago se realiza solo diseño estático, debido a

que en diseño dinámico no se puede considerar ninguna información sobre factor

de tamaño y factor de concentrador de esfuerzos para el roscado ubicado en un

extremo.

Figura 3. 20 Fuerzas ejercidas por los resortes en el vástago.

Fuente: Propia


78

La fuerza que soporta el vástago es la fuerza ejercida por el resorte, esta fuerza

es el doble ya que por cada vástago existen dos resortes (ver Figura 3. 20). El

diámetro a determinar es el interior de la rosca OP ya que en este se presenta la

falla. Considerando para la rosca el paso de 6 mm, para determinar luego el

diámetro exterior del vástago QR.

El diámetro interior mínimo asumido de la rosca es:

ST = 10!VW

Tomando en cuenta el paso entonces el diámetro exterior es de 16 mm, medida

mínima suministrada por el proveedor.

La altura X de la rosca en el vástago es de 6 mm, esta altura se justifica en el

cálculo de la tuerca.

El esfuerzo normal ejercido en el vástago se determina con la ecuación (3. 2).

YZ = 157,96!MPaEl esfuerzo cortante se produce por efecto de la rosca

[\] =F

A=

2F<d^h = 131,64!MPa (3. 110)

Para justificar el diámetro asumido se utiliza la teoría de la distorsión y mediante

el cálculo del factor de seguridad, que recomendado debe ser mayor a 2.

Los esfuerzos principales se calculan mediante la ecuación (3. 1)

_` = 232,49!MPa!bc = "74,53!MPa

El esfuerzo de Von Mises se calcula con la ecuación (3. 5)

d̀ = 277,38!MPa

79

Se utiliza el acero bonificado para maquinaria 709 de similares características al

AISI 4140 mencionadas en las Figura A 3 y Figura A 4 del ANEXO A.

Por tanto el factor de seguridad se calcula con la ecuación (3. 6)

e = 2,47

El factor cumple con lo recomendado aunque se puede disminuir pero con un

diámetro exterior del vástago de 16 mm se tiene un diámetro interior de 10 mm y

este diámetro exterior es el mínimo disponible en el mercado.

fg = 16!mm =5

8pulg

Estos elementos deben ajustarse de manera que la parte central quede

totalmente fija, porque al ajustar los resortes se toma en cuenta la deformación

lineal del vástago debido al material, pues esta deformación debe ser cero.

Longitud total del vástago es h = 935!mmLa constante elástica del vástago es:

i =AE

L

(3. 111)

Donde

• El módulo de elasticidad del acero AISI 4140 es: j = 200!GPa• k es el área del vástago con el menor diámetro

Por tanto

l = 16,8!GPaLa deformación lineal del vástago es:

m =F

k= 0,74!mm (3. 112)

80

3.2.6 PLACA FIJA Y MÓVIL

Para determinar el espesor de las placas se toma en cuenta el movimiento de

golpe que transmite para la perforación. Las cargas actuantes en la placa son las

ejercidas por el engranaje, el eje excéntrico, los resortes, la fuerza de la cadena

que se explica en la sección 3.3.6 y el peso de los accesorios (vástago perforador,

tres uniones, tres barrenos de 5.4 metros y la broca de 3 pulgadas de diámetro).

El material es acero ASTM A-588M grado A (Figura A 6 del ANEXO A), las

longitudes para el cálculo de las reacciones y ubicación de cada carga se detallan

en la Tabla 3. 22

Tabla 3. 22 Datos para el diseño de las placas.

Longitud desde A hasta excéntrica Ln 126,42 mm

Longitud desde excéntrica hasta accesorios Lo 68,58 mm

Longitud desde accesorios hasta excéntrica Lp 68,58 mm

Longitud desde excéntrica hasta B Lq 126,42 mm

Carga de 10 resortes Frst 6,33 Ton

Fuerza de la cadena Fuvwxyz 3 Ton

Peso accesorios P{á| 1145,13 N

Fuerza del eje excéntrico F} 3,23 N

Fuerza del engranaje F~�!"#$%&' 6211,37 N

Acero ASTM A-588M Grado A . 345 N/mm(

Fuente: Propia


Se utiliza la teoría de esfuerzos normales en vigas para determinar el espesor de

la placa además del software MDSolids 3.5 para obtener las reacciones,

diagramas de fuerza cortante y momento flector (ver Tabla 3. 23).

81

Tabla 3. 23 Resultados obtenidos con MDSolids para las placas fija y móvil.

Reacción A R) 38934,07 N

Reacción B R* 38934,07 N

Momento máximo M+á, 8020000 N CmmFuente: Propia


Las cargas actuantes en P1 y P3 son la fuerza de la excéntrica y la fuerza del

engranaje ambas en cada punto, el peso de los accesorios actúa en el centro de

la viga P2, así como la carga de los 10 resorte y la fuerza de la cadena en sentido

contrario P4 como en la Figura 3. 21.

Figura 3. 21 Corte de la placa donde actúan las diferentes cargas con diagrama de fuerza

cortante y momento flector.


82

Secciones doblemente simétricas40

Figura 3. 22 Sección transversal doblemente simétrica.

(Gere & Goodno, 2009)

-.á/ = M

S

(3. 113)

Por tanto el módulo de sección es:

0 = 23241,57

Para una viga con sección transversal rectangular con ancho b y peralte h (ver

Figura 3. 22), el módulo de sección es41

1 = bh26

=I

c

(3. 114)

En donde el peralte es la incógnita

3 = X = 46Sb= 19mm

40 J. Gere; B. Goodno, “Mecánica de Materiales”, Séptima edición, Cengage Learning, México,2009, Página 36541 J. Gere; B. Goodno, “Mecánica de Materiales”, Séptima edición, Cengage Learning, México,2009, Página 365, Figura 5.12

83

3.3 SELECCIÓN DE LOS ELEMENTOS MECÁNICOS

3.3.1 COJINETES DE RODAMIENTOS EN ACOPLES SUPERIOR E INFERIOR

DEL VÁSTAGO PERFORADOR

3.3.1.1 Selección de cojinetes de rodamientos

Los cojinetes de rodamientos de rodillos cónicos desempeñan un papel esencial

en aplicaciones para trabajos pesados de velocidad moderada desde

generadores eólicos y plantas de laminación hasta yacimientos petrolíferos y el

procesamiento de áridos.

Especialmente diseñados para soportar cargas combinadas (radiales y axiales),

están bien adaptados para ser utilizados en los husillos de máquinas –

herramientas, cajas de engranajes, transmisiones, ruedas delanteras de

vehículos, diferenciales y piñones, rodillos transportadores y ruedas de

remolques.

3.3.1.2 Condición de carga

Están sometidos únicamente a carga axial antes considerada de 20 toneladas

como máximo, asumida en un principio para conocer la carga que soporta un

cojinete de rodamiento de rodillos cónicos mediante proceso iterativo, teniendo

como restricción que el ancho de este no debe superar los 6 centímetros por

condiciones dimensionales. Al realizar este cálculo se observa que la carga axil

asumida permite cumplir esta restricción de diseño.

A continuación se determina el rodamiento definitivo mediante el método Timken:

Al existir solo carga axial la fuerza axial de empuje es:

56 = F78 = 196000!N3.3.1.2.1 Prueba 1

Se considera el coeficiente de carga 9 de 1,5

84

P = K C F: = 294000!N (3. 115)

Estos elementos debe cumplir además con un determinado tiempo de vida, las

condiciones son que trabaja 10 horas diarias por 360 días al año y durante 4

años. Por tanto las horas de vida del rodamiento son:

;< = 14400!horasComo lubricante se utiliza RED GOLD (ver Figura B 1 del ANEXO B), es una

grasa resultado de la combinación de aceites sintéticos de alta viscosidad con

espesantes inorgánicos que no producen cenizas ni carbonilla, ideal para

rodamientos sellados de por vida.

• Factor de confiabilidad del rodamiento =>, con Conf. = 50!%?@ = hConf. = 0,707 (3. 116)

• Factor de temperatura @ 80 rpm y 200 °C

AB = 0,13; valor determinado en la Figura B 2 ANEXO B

• Factor de viscosidad, cSt @ 40 °C = 544

CD = 1,33; valor determinado en la Figura B 3 ANEXO B

• Factor de lubricante

EFG = fH C fI = 0,173 (3. 117)

• Vida de diseño

JK = LL C rpm C 60 = 69120000!rev (3. 118)

Capacidad de carga dinámica se determina

CMN = aOP P LQ4,48fRfS(1" RT)U/V90(10W)X

Y/Z[= 374,88!kN (3. 119)

85

Por tanto el elemento seleccionado es:

Cojinete de rodamiento de rodillos cónicos Serie 32221 – A42

d = 105!mm D = 190!mmT = 53!mm C\] = 385!kN

K = 1,43

3.3.1.2.2 Prueba 2

Con K definido recalcula la capacidad de carga dinámica y se comprueba que la

capacidad de carga dinámica radial del rodamiento es suficiente y por ende el

rodamiento es el correcto detallado en la ficha técnica de la Figura B 4 ANEXO B.

_̂` = 357, 39!kN3.3.2 COJINETES DE RODAMIENTOS EN EL EJE EXCÉNTRICO

3.3.2.1 Selección de cojinetes de rodamientos

Los cojinetes de rodamiento rígidos de bolas tienen la capacidad de carga más

baja en comparación con los cojinetes de rodamientos de rodillos cónicos pero

pueden soportar cargas en ambas direcciones radial y axial.

3.3.2.2 Condición de carga

Estos cojinetes de rodamientos rígidos de bolas están sometidos únicamente a

carga radial las cargas están determinadas en la sección 3.2.4.

3.3.2.2.1 Cojinetes de rodamientos rígidos de bolas en los puntos A y B

A continuación se determina el cojinete de rodamiento rígido de bolas definitivo

para el apoyo de la excéntrica en la carcasa, es decir, los cojinetes 1 y 4 en los

puntos A y B de la Figura 3. 14.

42 Datos proporcionados por IVAN BOHMAN C.A.

86

Tabla 3. 24 Datos de reacciones en los puntos A y B del eje excéntrico.

Reacción en A: Ra 3782,95 lb

Reacción en B: Rb 1928,43 lb

Fuente: Propia


El cojinete de rodamiento de bolas es seleccionado en función de la mayor carga,

es decir, en el punto A de la Figura 3. 14 y como este cojinete está sometido

únicamente a carga radial la carga dinámica equivalente es

c = Rd = 3782,95!lbFactores que recomienda Fischers Aktien-Gesellschaf (FAG) necesarios para el

cálculo de la capacidad de carga dinámica detallados a continuación

• Factor de esfuerzos dinámicos43

Se ubica la aplicación de mejor desempeño de la máquina

ef = 1,8

• Factor de velocidad de giro44

Se considera la velocidad de giro a 80 rpm utilizadas en gran parte del diseño

gh = 0,747

• Factor de temperatura

ij = 1!

43 Programa Standard FAG, Catálogo 41500/2 SA, Página 9, Valores de orientación para fk yvalores usuales en el cálculo44 Programa Standard FAG, Catálogo 41500/2 SA, Página 12, Valores de fl!para rodamientos de bolas

87

La capacidad de carga dinámica es

m = fnfofp P = 40,52!kN (3. 120)

Por tanto el cojinete de rodamiento seleccionado es

Cojinete de rodamiento rígido de bolas Serie 4306 – B – TVH45 ver Figura B 5

ANEXO B.

d = 30!mm D = 72!mmT = 27!mm Cqr = 42!kN

La capacidad de carga dinámica radial proporcionada por el cojinete es levemente

menor por lo tanto es el indicado, pero se confirma calculando el factor de

esfuerzos dinámicos st despejando de la ecuación (3. 120), este valor debe

coincidir con el considerado y recomendado por la FAG.

uv = CfwfxP

= 1,77(3. 121)

Como se observa la variación es insignificante entonces el cojinete se avala.

3.3.2.2.2 Cojinetes de rodamientos rígidos de bolas en los puntos 1 y 2

A continuación se determina el cojinete de rodamiento rígido de bolas definitivo

para el apoyo de la excéntrica en la placa, es decir los cojinetes 2 y 3 en los

puntos 1 y 2 de la Figura 3. 14.

Tabla 3. 25 Datos de fuerzas en los puntos 1 y 2 del eje excéntrico.

Reacción en el punto 1 y 2: Ryz{|} 3488,74 lb

Fuente: Propia


45 Datos proporcionados por IVAN BOHMAN C.A.

88

Se selecciona el cojinete de rodamiento de bolas para esta carga, ya que es la

misma para ambos puntos, elemento sometido únicamente a carga radial.

La carga dinámica equivalente es

~ = R�!"#$ = 3488,74!lbFactores recomendados por la FAG detallados en la sección 3.3.2.2.1.

Con la ecuación (3. 120) se calcula la capacidad de carga dinámica

% = 37,37!kNPor tanto el cojinete de rodamiento seleccionado es:

Cojinete de rodamiento de bolas Serie 4209 B – TVH46 ver Figura B 6 ANEXO B.

d = 45!mm D = 85!mmT = 23!mm C&' = 38!kN

3.3.3 CHAVETA (EJE EXCÉNTRICO – ENGRANAJE)

Se utiliza una chaveta media luna DIN 6888 – ISO 3912, el espesor a utilizar es

de 10 mm luego de calcular iterativamente resultó ser el más adecuado, estas son

fabricadas con acero al carbono SAE 1212 con las propiedades mostradas en la

Figura B 7 del ANEXO B.

Tabla 3. 26 Datos para el diseño de la chaveta.

Torque sobre el eje: T 2363,45 lbf*pulg

Espesor de la chaveta: t 10 mm

Radio el eje: r 18 mm

Resistencia a la fluencia: S( 529,2 MPa

Factor de seguridad: n 2

Fuente: Propia


46Datos proporcionados por IVAN BOHMAN C.A.

89

Fuerza ejercida en la superficie del eje (ver Figura 3. 23)

F =T

r= 3335,092!lbf (3. 122)

Figura 3. 23 Fuerzas aplicadas en la chaveta.47


Mediante energía de distorsión la resistencia al cortante con (3. 7) es

)*+ = 44,29!kpsiLa falla por cortante a lo largo del área ab creará un esfuerzo

, =F

tl

(3. 123)

Al sustituir la ecuación (3. 123) por la resistencia dividida entre el factor de

seguridad se tiene:

S-.

n=F

tl

(3. 124)

Se despeja la longitud / para soportar el cortante de (3. 124)

0 =nF

tS12= 0,383!pulg (3. 125)

Para resistir aplastamiento se utiliza el área de la mitad de la cara de la cuña con

la ecuación (3. 124)

S34

n=

F

t C l 25(3. 126)


90

Despejando 6 de (3. 126) se tiene la longitud para soportar el aplastamiento

7 =2nF

tS89= 0,765!pulg

Por tanto la falla de la chaveta en la longitud mayor por aplastamiento. Se elige

una chaveta normalizada con longitud cercana o igual a la calculada.

3.3.4 TUERCA Y TORNILLO DEL VÁSTAGO

El material a utilizar en la fabricación de tuercas es el acero inoxidable AISI 304,

la ficha técnica se detalla en la Figura B 8 del ANEXO B proporcionado por IVÁN

BOHMAN C.A (ver Tabla 3. 27).

Tabla 3. 27 Propiedades mecánicas del acero AISI 304.


Resistencia a la Tracción: S:; 620 MPa

Esfuerzo de cedencia: S< 310 MPa

Elongación, A5 30%

Reducción de área, Z 40%

Módulo de elasticidad 200 GPa

(Bohman, 2011)

Los datos para la tuerca y tornillo se presentan en la Tabla 3. 28 y su geometríaen la Figura 3. 24.

Tabla 3. 28 Datos para el diseño de tuerca y tornillo.

Fuerza ejercida en la rosca: F 1265,97 kg

Paso: p 6 mm

Altura asumida de la rosca: h 6 mm

Diámetro exterior: d 16 mm

Resistencia a la fluencia – Vástago: S=>? 686 MPa

Resistencia a la fluencia – Tuerca: S@AB 310 MPa

Fuente: Propia


91

Figura 3. 24 Geometría de rosca cuadrada útil para calcular los esfuerzos flexionante y

cortante transversal en la raíz de la rosca.48



Diámetro medio

dC = d " p

2= 13!mm (3. 127)

Diámetro interior

dD = d " p = 10!mm (3. 128)

Por ser las secciones críticas diferentes se separa los efectos de compresión y

corte en los hilos de la tuerca y el tornillo. Al estudiar el efecto de corte o de

compresión, si E < 2 el elemento falla, entonces se diseña para F > 2 y solo para

materiales dúctiles (ver Tabla 3. 29).


92

Tabla 3. 29 Esfuerzos de corte y comprensión en la tuerca y tornillo.

TUERCA TORNILLO

Co

rte

Área de corte

A = <dh2= 150,79!mmG

Esfuerzo cortante

5 = F

A=

2F<dh = 82,27MPa

Área de corte

A = <dH h2= !94,25!mmI

Esfuerzo cortante

5 = F

A=

2F<dJh = 131,64MPa

Co

mp

resi

ón

Área de compresión

A =1

4<KdL " dMNOh

p= 122, 52!

Esfuerzo normal

.(P) = F

A=

4pF<QdR " dSTUh

= 101,26!MPa

Área de compresión

A =1

4<VdW " dXYZh

p= 122, 52!mm[

Esfuerzo normal

.(\) = F

A=

4pF<]d^ " d_`ah

= 101,26!MPaFuente: Propia


Tabla 3. 30 Factor de diseño para materiales dúctiles para la tuerca y tornillo.

TEORÍA TUERCA TORNILLO

Co

rte

T.E.D.

Factor de seguridad al corte

n =Sbc5de =

0,577Sfgh2F<dh = 2,09

Factor de seguridad al corte

n =Sij5kl =

0,577Smno2F<dph

= 2,9

Co

mp

resi

ón

T.E.D.

Factor de seguridad a la

compresión

n =Sqrs.t =

Suvw4pF<xdy " dz

{|h

= 3,06

Factor de seguridad a la

compresión

n =S}~�. =

S!"#4pF<$d% " d&'(h

= 6,77

Fuente: Propia


93

En la Tabla 3. 30 se determina el factor de diseño para corte y compresión sobre

materiales dúctiles en la tuerca y el tornillo. El elemento no falla porque el menor

valor es 2,09, la altura es de 6 mm se eleva a 35/64 pulgadas recomendada para

una tuerca hexagonal regular de tamaño nominal 5/8 pulgadas.

3.3.4.2 Diseño dinámico

No se considera al no existir información sobre los factores de tamaño (k)) y el

factor concentrador de esfuerzos (k*).

3.3.4.3 Autobloqueo

Figura 3. 25 Parte de un tornillo de potencia.49


Para determinar el coeficiente de fricción del collarín y de la tuerca, se utiliza la

Tabla 3. 31 y la Figura 3. 25 que da valores teóricos de estos coeficientes, donde

+, = +, por ser acero – acero


94

Tabla 3. 31 Coeficiente de fricción µ de pares roscados. 50


Por tanto el menor del coeficiente de fricción (ver Tabla 3. 31)

-. = + = 0,15

El diámetro del collarín que se asume es:

/0 = 20!mmEl avance de la rosca es igual al paso ya que avanza un hilo por vuelta, por tanto:

1 = p = 6!mmCoeficiente de rozamiento de bloqueo

tan 2 =l<d3 = 0,147

(3. 129)

Por tanto

4 = 0,15 > tan 2 = 0,147

5 = 8,36°

Esta relación establece que el autobloqueo se presenta cuando el coeficiente de

fricción de la rosca es igual o mayor que la tangente del ángulo de avance de la

rosca.


95

• Torques totales (para subir y bajar la carga)

Par de torsión para superar la fricción en la rosca y elevar la carga

67 =Fd8(+<d9 + l)

2(<d: " +l)++;Fd<2

= 29,01!kN Cmm (3. 130)

Par de torsión necesario para bajar la carga

=> =Fd?(+<d@ " l)

2(<dA + +l)++BFdC2

= 4,35!kN Cmm (3. 131)

Si el avance es grande y la fricción es pequeña la carga puede descender por sí

sola y el tornillo gira sólo, sin la acción externa. Si el torque es menor o igual a

cero, para algunos casos será peligroso, entonces el autobloqueo se da cuando el

torque sea mayor que cero. Para este análisis se desprecia el rozamiento del

collarín.

Si DE wF 0 entonces la carga se baja sola, sin acción externa

Si GH >I 0 entonces el tornillo es autobloqueante o autoasegurante

JK =LFdM(+<dN " l)

2(<dO + +l)> 0

(3. 132)

Para que esta condición se cumpla debe suceder que

+<dP " l > 0

Como

+<dQ " l = 2,17

El tornillo es autobloqueante o autoasegurante

96

3.3.4.4 Eficiencia de los tornillos

Una expresión de la eficiencia para evaluar los tornillos de potencia se obtiene

como la relación entre un torque ideal y un torque real.

El torque ideal (TR) se obtiene al no considerar la fricción de la rosca, es decir:

+ = 0

ST =UFdV(+<dW + l)

2(<dX " +l)!!!!!si!+ = 0!!! (3. 133)

TY =Fl

2< (3. 134)

Por tanto la eficiencia es:

Z =T[

T\=

Fl

2<T] = 0,4084(3. 135)

3.3.5 PASADOR

Para determinar el diámetro del pasador se toma en cuenta que debe soportar la

carga ejercida por cada resorte, además del peso de la parte central determinada

en la sección 3.2.3 utilizando el material para fabricar los pasadores cilíndricos

DIN 6325 – ISO 8734 es el acero SAE 8620 cuya ficha técnica se encuentra en la

Figura B 8 del ANEXO B (ver Tabla 3. 32).

Tabla 3. 32 Datos para determinar el pasador.

Carga máxima: F^á_ 632,99 kg

Carga mínima: F`ía 485,85 kg

Esfuerzo a la cedencia: Sb 70 kg mmc(Esfuerzo a la tracción: Sd 92 kg mme(

Fuente: Propia


97

La Tabla 3. 32 muestra los datos para determinar el diámetro del elemento el

mismo que es templado y revenido.

Se emplea las formas básicas de las ecuaciones (3. 75) y (3. 76) para calcular los

valores de las fuerzas alternativa y media sobre el pasador.

fg =Fhái " Fjík

2= 73,57!kg

lm = Fn + Foíp = 559,42!kgLos esfuerzos se calculan con:

qr =Fs

2A

(3. 136)

tu =Fv

2A

(3. 137)

Los valores de resistencia de material necesarios son51

wxy = 0,75Sz = 52,5 kg mm{( (3. 138)

|}~� = 0,577S ! (3. 139)

Se debe calcular el valor de la resistencia a la fatiga mediante Figura 3. 26 y

considerando maquinado o estirado en frío.

Por tanto

"# = 375!MPaLa resistencia a la fatiga estimada real es

$%& = S'(C())(C*)(C+)(C,) (3. 140)

51 R. Mott, “Diseño de Elementos de Máquinas”, Cuarta Edición, Prentice-Hall, México, 2006,Página 196

98

Figura 3. 26 Resistencia a la fatiga Sn en función de la resistencia a la tensión, para acero

forjado con varias condiciones de superficie.52

(Mott, 2006)

Se espera el pasador muy pequeño - w 0,30!pulg, por tanto se emplea ./ = 153

El material es varilla de acero forjado por lo que 01 = 154

Se emplea 234 = 155 para esfuerzo flexionante porque existe poca información

sobre factores para el esfuerzo cortante directo.

Se usa 56 = 156 para obtener una confiabilidad de 0, 5.

52 R. Mott, “Diseño de Elementos de Máquinas”, Cuarta Edición, Prentice-Hall, México, 2006,Página 175, Figura 5-8.53 R. Mott, “Diseño de Elementos de Máquinas”, Cuarta Edición, Prentice-Hall, México, 2006,Página 175, Tabla 5-2.54 R. Mott, “Diseño de Elementos de Máquinas”, Cuarta Edición, Prentice-Hall, México, 2006,Página 17455 R. Mott, “Diseño de Elementos de Máquinas”, Cuarta Edición, Prentice-Hall, México, 2006,Página 17456 R. Mott, “Diseño de Elementos de Máquinas”, Cuarta Edición, Prentice-Hall, México, 2006,Página 175, Tabla 5-1

99

Entonces

789 = 34,44! kg mm:(Se aplica la ecuación

1

N=

5;S<= +

K>5?S@ AB

(3. 141)

Como el pasador tiene una ranura para los anillos de retención por seguridad, CDse determina con la Figura 3. 27.

Figura 3. 27 Barra redonda ranurada a flexión.57


Donde

• d = 6,7!mm diámetro dado por el anillo de retención.

• D = 7!mm diámetro del pasador.

• r = 0,1!mm radio mínimo

r

d= 0,01!!!!!!!!!!!!!D

d= 1,05

Por lo que KE F 3

57 R. Budynas;R. Nisbett, “Diseño en Ingeniería Mecánica de Shigley”, Octava edición, McGraw-Hill, México, 2008, Página 1010, Apéndice A, Figura A-15-14

100

Al sustituir las ecuaciones (3. 136) y (3. 137) en la ecuación (3. 141) y el área

A =GHI

J se tiene:

K = L2N< MFNSOP +

KQFRSSTU V (3. 142)

Se espera la existencia de cargas dinámicas con incertidumbre. En cuanto a la

combinación de cargas se utiliza N = 4.58

Por tanto el diámetro del pasador es

W = 7,25!mm3.3.6 CADENA

Se utiliza una cadena de diámetro 10 mm, material acero inoxidable AISI 304 (ver

Figura B 13 del ANEXO B) que soporte 3,2 toneladas capaz de levantar el martillo

para liberar la herramienta atrapada en el agujero de 12 metros.

Es necesaria la densidad de cada material mostrada en la Tabla 3. 33 para

obtener la masa de cada elemento mecánico disponible en el martillo.

Tabla 3. 33 Materiales de cada elemento del martillo.

Material Densidad (kg/m^3)

AISI 304 7400

AISI 4340 7865

AISI 4140 7850

SAE 1212 7870

AISI 8620 7840

Inconel X-750 8280

A - 36 7850

ASTM A-588M Grado A 7850

Fuente: Propia


58 R. Mott, “Diseño de Elementos de Máquinas”, Cuarta Edición, Prentice-Hall, México, 2006,Página 185.

101

Para determinar si el espesor de la cadena es adecuado se requiere el peso del

martillo, peso de los accesorios y la masa de arena que atrapa la herramienta. La

masa de los accesorios (ver Tabla 3. 34) está en Rock Drilling Tools Catalog de

Rockmore International.

Tabla 3. 34 Masa de los accesorios.

Nombre Cantidad Peso Unitario Peso Total Unidades

Vástago perforador 1 6,500 6,500 kg

Barreno 3 34 102 kg

Broca 1 2,50 2,5 kg

Unión 3 1,95 5,85 kg

Masa Total Accesorios 116,85 kg

Fuente: Propia


Para la masa del martillo se utilizó el software Autodesk Inventor 2012 detallando

el peso, densidad y cantidad de cada elemento presente en la máquina de forma

resumida mostrada en la Tabla 3. 35.

La masa de material que atrapa la herramienta se obtiene a partir de la densidad

promedio de las rocas ensayadas con los datos obtenidos en la Tabla 2. 1, el

espacio entre el agujero perforado de 3 pulgadas y la unión de 55 milímetros de

diámetro para los 12 metros perforados (ver Figura 3. 28).

Figura 3. 28 Área de material arenoso entre el agujero y la unión.

Fuente: Propia


102

Con el volumen y la densidad se obtiene la masa del material.

V = AL (3. 143)

Donde

A =<4(DX " dY) (3. 144)

Tabla 3. 35 Densidad (g/cm3), peso unitario y total de los elementos del martillo

Nombre Cantidad Peso U (Kg) Peso total (Kg)

Vástago 10 1,350 13,500

Tuerca hexagonal fija y móvil 10 0,11 1,1

Tapa rodamientos 4 0,302 1,208

Soporte rodamiento placa rodamiento 2 1,230 2,460

Soporte rodamiento placa engrane 1 2,689 2,689

Soporte rodamiento cónico 2 16,397 32,794

Resorte 20 2,000 40,000

Placa lateral 2 16,523 33,046

Placa rodamiento engranaje 1 17,453 17,453

Placa rodamientos 1 17,036 17,036

Placa piso 1 9,698 9,698

Placa fija 1 38,485 38,485

Placa 2 27,746 55,492

Guía base 2 1,884 3,768

Guía tope 2 resorte 10 0,314 3,140

Guía resorte 10 0,217 2,170

Guía tope 1 resorte 10 0,659 6,590

Eje conector motor de giro 1 2,031 2,031

Perfil L 4 0,518 2,072

Brida circular 4 0,224 0,896

Bocín 1 0,072 0,072

Bocín 1 2 0,243 0,486

Bocín 2 1 0,120 0,120

Base motor de movimiento 1 2,237 2,237

Base motor de giro 1 3,625 3,625

Eje excéntrico 2 6,782 13,564

…

103

Tabla 3. 35 Densidad (g/cm3), peso unitario y total de los elementos del martillo

(continuación)

Nombre Cantidad Peso U (Kg) Peso total (Kg)

Apoyo para gancho 2 0,953 1,906

Acople superior 1 27,049 27,049

Acople 1 6,501 6,501

Acople inferior 1 17,746 17,746

Acople neplo aire 1 0,248 0,248

Soporte motor de giro 1 1,704 1,704

Soporte motor de movimiento 1 1,380 1,380

Motor reductor 2 38,000 76,000

Brida rectangular 1 2,138 2,138

Masa total de accesorios --- --- 116,850

Rodamientos --- --- 14,716

Gancho para cadena --- --- 9,100

Masa total del martillo 581,07

Fuente: Propia


La densidad del material

Z = m

V= 2512,3!Kg/m[ (3. 145)

Al despejar la (3. 145) e introducir en esta las ecuaciones (3. 143) y (3. 144)

\ =<4

](D^ " d_)L = 105,10!KgLa masa total (M) se obtiene sumando la masa del martillo (mm), masa de

accesorios (ma) y masa del material (m).

M = m` +ma +m = 802!Kg (3. 146)

La fuerza aplicada en la cadena es:

F = Mg = 7805,92!N (3. 147)

104

La fuerza se aplica en dos partes de la cadena por lo tanto el esfuerzo normal es:

. = F/2

A=2F<db (3. 148)

Figura 3. 29 Áreas de la cadena donde actúa la carga.

Fuente: Propia


Se utiliza factor de diseño superior a dos para determinar el diámetro del eslabón.

c =Sd. (3. 149)

Incluyendo la (3. 148) en (3. 149) y despejando se tiene:

e = 5,66!mmComo el diámetro determinado (ver Figura 3. 29) es inferior al asumido

inicialmente se selecciona el mayor por tener un factor de diseño elevado capaz

de soportar 3 toneladas y así liberar al martillo y herramienta en caso de

atrapamiento.

3.3.7 PERNOS PARA SUJECIÓN ACOPLE DE COJINETES DE RODAMIENTOS

CÓNICOS Y PLACA

La placa donde se emperna es de acero ASTM A-588M Grado A, el acople es

AISI 4340 y el perno es acero AISI 304 que es lo especificado por el proveedor

(ver Tabla 3. 36).

105

Tabla 3. 36 Módulos de elasticidad de la placa, acople y perno.

Módulo de elasticidad de la placa: Ef 29,5 Mpsi

Módulo de elasticidad del acople: Eg 30,5 Mpsi

Módulo de elasticidad del perno: E 29 Mpsi

Fuente: Propia


Tabla 3. 37 Datos para determinar el número de pernos del acople.

Carga radial: P 12659,73 kg

Agarre del perno: l 20 mm

Grado del perno: SAE 8

Diámetro del perno: d 0,5 pulg

Fuente: Propia


La fuerza máxima considerada (ver Tabla 3. 37) en el cálculo de números de

pernos es la ejercida por los resortes para garantizar que la unión no afloje, con

agarre de 20 mm ya que la placa tiene espesor de 25 mm mismo determinado en

la sección 3.2.6 y con perno de grado 8 SAE de media pulgada de diámetro.

El área de esfuerzo de tensión hi se determina con la ayuda de la Tabla 3. 38 y

considerando una rosca serie gruesa – UNC.

106

Tabla 3. 38 Diámetros y áreas de roscas unificadas de tornillo UNC y UNF.59


jk = 0,1419!pulgl

3.3.7.1 Determinación del límite de resistencia

Límite a la fatiga se obtiene:

mno = 19,2 + 0,314Spq!!!!!!!!!!!!!!!!!!si!!!!!rst e 60!kpsi (3. 150)

Donde la resistencia mínima a la tensión uvw se obtiene con la Tabla 3. 39.

Tabla 3. 39 Especificaciones SAE para pernos de acero.60


xyz = 150!kpsi; {| = 120!kpsi; !~� = 130!kpsi

59 R. Budynas;R. Nisbett, “Diseño en Ingeniería Mecánica de Shigley”, Octava edición, McGraw-Hill, México, 2008, Página 399, Figura 8-260 R. Budynas;R. Nisbett, “Diseño en Ingeniería Mecánica de Shigley”, Octava edición, McGraw-Hill, México, 2008, Página 418, Tabla 8-9

107

Figura 3. 30 Factores de modificación de acabado superficial para el acero. Estos son los

factores ka.61


Para materiales dúctiles

S ! = S"#

Por tanto el límite a la fatiga es

$%& = 66,3!kpsiPara una confiabilidad del 50% k' = 1 y temperatura de servicio < 450°C k( = 1

De la Tabla 3. 40 se determina el valor de )* para roscas laminadas.

Tabla 3. 40 Factores de concentración de esfuerzo de fatiga Kf de elementos roscados.62


+, = 3

61 J. Shigley; R. Mitchell, “Diseño en Ingeniería Mecánica”, Cuarta edición, McGraw-Hill, México,1985, Página 308, Tabla 7-10.62 R. Budynas;R. Nisbett, “Diseño en Ingeniería Mecánica de Shigley”, Octava edición, McGraw-Hill, México, 2008, Página 429, Tabla 8-16

108

Por tanto el factor de concentración de esfuerzos

-. = 1

K/= 0,33

Para 01 = 1 no existe información

Con la ecuación (3. 23) se obtiene el valor del límite de la resistencia

23 = 22,1!kpsiDeterminación de la relación de rigidez:

4 = k5k6 + k7

(3. 151)

Constante de rigidez del perno

89 = <d:E4l

= 7,23 C 10; lbf

pulg

(3. 152)

Constante de rigidez del material 1

<=> = < C E? C d2 C ln 5 C (l + 0,5 C d)

l + 2,5 C d= 24,79 C 10@ lbf

pulg

(3. 153)

Constante de rigidez del material 2

ABC = < C ED C d2 C ln 5 C (l + 0,5 C d)

l + 2,5 C d= 25,63 C 10E lbf

pulg

(3. 154)

Constante de rigidez del material

FG =kHIkJKkLM + kNO

= 12,6 C 10P lbf

pulg

(3. 155)

Con la ecuación (3. 151) se obtiene

Q = 0,366

109

Para determinar la precarga se utiliza varios valores del número de pernos (N)

mostrada en la Tabla 3. 41.

FR = AS. STU " C. P. n

2NVSWXSY+ 1Z (3. 156)

Tabla 3. 41 Precarga en función del número de pernos para el acople.

[ 8 10 12 14

\](^_`) 11386,67 13366,34 14686,11 15628,81

Fuente: Propia


Los valores se contrastan con el rango que establece la precarga es

0,6Fa < Fb < 0,9Fc

Carga de prueba

Fd = Ae C Sf = 17028!lbf (3. 157)

Precarga mínima

Fg(mín) = 0,6Fh = 10216,8!lbf (3. 158)

Precarga máxima

Fi(máx) = 0,9Fj = 15325,2!lbf (3. 159)

10216,8!lbf < Fk < 15325,2!lbfSe elige la cantidad de 12 pernos y la precarga mostrada en la Tabla 3. 41.

La carga por perno

l = 27891lbf

N=27891lbf

12= 2324,25!lbf (3. 160)

110

Torque de apriete

mn = 0,2 C Fo C d = 1468,61!lbf C pulg (3. 161)

La distribución de los sujetadores está separada de acuerdo a la distancia S

p = <DqNd

w 10d(3. 162)

r = < & 29012 & 12,7 = 5,98d

Se cumple la condición 5,98d ≤ 10d, por tanto la solución es satisfactoria para

N=12 y Fi=14686,11 lb.

Recalculando los factores de diseño:

Fatiga (Diseño Dinámico) al despejar de (3. 156)

s = 2N(AtSuv " Fw)

CP xSyzS{ + 1|

= 2(3. 163)

Estático (Diseño Estático):

} = N~S�A " F!"CP

= 2,76(3. 164)

3.3.8 PERNOS PARA SUJECIÓN DE LOS ALOJAMIENTOS DE RODAMIENTOS

EN LOS EXTREMOS DEL EJE EXCÉNTRICO.

La carcasa donde se emperna es acero A – 36, las tapas son del mismo material

y el perno es acero AISI 304 especificado por el proveedor Tabla 3. 42

Tabla 3. 42 Módulos de elasticidad de la carcasa, tapas y pernos.

Módulo de elasticidad de la carcasa: E# 29 Mpsi

Módulo de elasticidad de las tapas: E$ 29 Mpsi


Fuente: Propia


111

La fuerza máxima considerada para determinar el número de pernos es la

reacción ejercida en el eje excéntrico para garantizar que la unión no se afloje,

con un agarre de 8 mm y perno grado 5 SAE de un cuarto de pulgada de diámetro

(ver Tabla 3. 43).

Tabla 3. 43 Datos para determinar el número de pernos en los extremos del eje excéntrico.





Fuente: Propia



como se muestra en la Tabla 3. 44.

Tabla 3. 44 Precarga en función del número de pernos en los extremos del eje excéntrico.

% 4 6 8

&'(()*) 1022,96 1653,97 2419,47

Fuente: Propia


La Tabla 3. 45 presenta resultados en forma resumida pues el proceso es similar

a la sección 3.3.7.

112

Tabla 3. 45 Resultados para determinar la cantidad de pernos en los extremos del eje

excéntrico.

Área de esfuerzo de tensión: A+ 0,0318 pulg,

Resistencia a la fluencia: S- 92 kpsi

Resistencia a la prueba: S. 85 kpsi

Resistencia mínima a la tensión: S/0 120 kpsi

Límite a la fatiga: S1 2 56,88 kpsi

Límite de resistencia del elemento: S3 18,96 kpsi

Rigidez del perno: k4 3,62 C 105!lb/pulgRigidez del material 1: k67 13,4 C 108!lb/pulgRigidez del material 2: k9: 12,2 C 10;!lb/pulgConstante de rigidez del material: k< 6,1 C 10=!lb/pulgRelación de rigidez: C 0,37

Fuente: Propia


Los valores se contrastan con el rango que establece la precarga

0,6F> < F? < 0,9F@

Carga de prueba

FA = AB C SC = 2703!lbfPrecarga mínima

FD(mín) = 0,6FE = 1621,8!lbfPrecarga máxima

FF(máx) = 0,9FG = 2432,7!lbf1621,8!lbf < FH < 2432,7!lbf

113

Se elige la cantidad de 6 pernos con la precarga mostrada en la Tabla 3. 44.

La carga por perno utilizando (3. 160) es:

I = 1653,97lbf

N=1653,97lbf

6= 630,5!lbf

Torque de apriete de (3. 161)

JK = 0,2 C FL C d = 104,8!lbf C pulgLa distribución de los sujetadores debe estar separada de acuerdo a la distancia

S según la ecuación (3. 162)

M = < & 966 & 6,35 = 7,92d

Se cumple la condición 7,92d ≤ 10d, por tanto la solución es satisfactoria para

N=6 y Fi= 1653,97 lb.

Recalculando los factores de diseño utilizando las ecuaciones (3. 163) y (3. 164)

Fatiga (Diseño Dinámico)

N = 2N(AOSPQ " FR)

CP SSTUSV+ 1W

= 2

Estático (Diseño Estático)

X = NYSZA[ " F\]CP

= 2,59

3.3.9 PERNOS PARA CERRAR LA CARCASA

La brida es de acero A – 36, las tapas son del mismo material y el perno es acero

AISI 304 especificado por el proveedor (ver Tabla 3. 46).

114

Tabla 3. 46 Módulos de elasticidad de la carcasa, tapas y pernos.

Módulo de elasticidad de la carcasa: E^ 29 Mpsi

Módulo de elasticidad de las tapas: E_ 29 Mpsi


Fuente: Propia


La fuerza considerada para determinar el número de pernos es la suma de

fuerzas que se ejerce en la excéntrica y la fuerza de 3 toneladas suministrada por

la cadena para garantizar que la unión no se afloje, con agarre de 10 mm y el

perno grado 5 SAE de un cuarto de pulgada de diámetro (ver Tabla 3. 47).

La carga radial es:

P = F`a + Fb

c " Fdef " Fg + Fhijklm = 12273,104!lbf

= 557076!kg(3. 165)

Cargas descritas en la sección 3.2.4 y 3.3.6:

• Carga ejercida por el piñón: Fnop

• Carga ejercida en el rodamiento 2: Fqr

• Carga ejercida en el rodamiento 3: Fst

• Carga ejercida por la excéntrica: Fu

• Carga ejercida por la cadena: Fvwxyz{

Tabla 3. 47 Datos para determinar el número de pernos para la carcasa.





Fuente: Propia


115


mostrada en la Tabla 3. 48.

Tabla 3. 48 Precarga en función del número de pernos para la carcasa.

| 22 24 26

}~(�!") 2293,33 2420,22 2527,59

Fuente: Propia


La Tabla 3. 49 presenta resultados en forma resumida pues el proceso es similar

que en la sección 3.3.7.

Los valores se contrastan con el rango que establece la precarga:

0,6F# < F$ < 0,9F%

Carga de prueba

F& = A' C S( = 2703!lbfPrecarga mínima

F)(mín) = 0,6F* = 1621,8!lbfPrecarga máxima

F+(máx) = 0,9F, = 2432,7!lbf1621,8!lbf < F- < 2432,7!lbf

Se elige la cantidad de 24 pernos con la precarga mostrada en la Tabla 3. 48

La carga por perno utilizando (3. 160) es:

. = 12273,104lbf

N=12273,104lbf

24= 511,38!lbf

116

Torque de apriete de la ecuación (3. 161)

/0 = 0,2 C F1 C d = 121,011lbf C pulgRecalculando los factores de diseño utilizando las ecuaciones (3. 163) y (3. 164)

Fatiga (Diseño Dinámico)

2 = 2N(A3S45 " F6)CP 7S89

S: + 1;= 2

Estático (Diseño Estático)

< = N=S>A? " F@ACP

= 1,5

Tabla 3. 49 Resultados para determinar el número de pernos para la carcasa.

Área de esfuerzo de tensión: AB 0,0318 pulgC

Resistencia a la fluencia: SD 92 kpsi

Resistencia a la prueba: SE 85 kpsi

Resistencia mínima a la tensión: SFG 120 kpsi

Límite a la fatiga: SH I 56,88 kpsi

Límite de resistencia del elemento: SJ 18,96 kpsi

Rigidez del perno: kK 3,62 C 10L lbf

pulg

Rigidez del material 1: kMN 12,2 C 10O lbf

pulg

Rigidez del material 2: kPQ 12,2 C 10R lbf

pulg

Constante de rigidez del material: kS 6,1 C 10T lbf

pulg

Relación de rigidez: C 0,37

Fuente: Propia


117

3.3.10 SOLDADURA GANCHO CARCASA

El proceso es SMAW con electrodo E6010 alrededor de todo el soporte del

gancho de material acero A – 36, la fuerza aplicada en el gancho es la misma que

soporta la cadena. Esta fuerza da como resultado efectos flexión en el punto A y

corte como muestra en la Figura 3. 31

Estos efectos son

FU = 29400!NM = 29400(47,5) = 1396500!N &mm

Figura 3. 31 Diagrama de cuerpo libre apoyo del gancho.

Fuente: Propia


118

3.3.10.1 Diseño estático en metal de soldadura

En la Tabla 3. 50 se enlistan las propiedades de flexión más posibles de encontrar

en el análisis de vigas soldadas.63

Tabla 3. 50 Propiedades a la flexión de soldaduras de filete.


De la Tabla 3. 50 se obtiene

V = 1.414h(b + d) = 1.414(5)(70 + 57) = 897,89!mmW

XY = dZ6(3b + d) =

57[6[3(70) + 57] = 144580,5!mm\

Entonces, el momento de inercia con respecto a un eje por G paralelo a z es

] = 0.707hI^ = 511092,0675!mm_ (3. 166)

Para el metal de soldadura de la ecuación (3. 97) el esfuerzo normal total es

`a = 77,87!N/mmb

El esfuerzo cortante de la ecuación (3. 110) vale

cde = 32,74!N/mmf


119

Tabla 3. 51 Propiedades mínimas del metal de soldadura.


De la Tabla 3. 51 se obtiene las propiedades del metal de soldadura. Se utiliza la

ecuación (3. 5) incluyendo cada valor y resolviendo se tiene

gh = i.jk + 5lmn = 96,34!N/mmo (3. 167)

De modo que el factor de seguridad contra falta estática en el metal de aporte de

ecuación (3. 6) es

p = 3,58

3.3.10.2 Diseño estático en metal base

Se calcula los esfuerzos en el metal base. El área sujeta a cortante vale

q = bd = 3990!mmr

Así que el esfuerzo de corte en el metal base es

stu = 7,37!N/mmv

De la ecuación (3. 114) el módulo de sección en el apoyo en la interficie de la

soldadura es64

I

c=bdw6

= 37905!mmx


120

De este modo, el esfuerzo de tensión en A en el material base es

yz = 36,84!N/mm{

Con la ecuación (3. 167) se halla de nuevo que

|} = 38.99!N/mm~

Entonces, el factor de seguridad contra falla en el metal base es

� = 6,41

La cadena al estar sobredimensionada para la carga de 3 toneladas y con los

factores de diseño estático en el metal base y de aporte son requisitos suficientes

para seleccionar esta soldadura puesto que la carga máxima se aplica solo en

caso de atrapamiento de la herramienta.

3.3.11 SOLDADURA DE LA CARCASA

Las placas de 20 y 5 mm serán soldadas con proceso SMAW con electrodo

E6010, la placa de menor espesor tiene un bisel en V para que exista penetración

total y se suelda por fuera de la carcasa mostrada en Figura 3. 32.

Figura 3. 32 Soldadura de la carcasa con bisel en V.

Fuente: Propia


121

CAPÍTULO 4

LISTA DE VERIFICACIÓN, AJUSTE DE PARTES Y

PIEZAS.

4.1 CONSTRUCCIÓN, MONTAJE, MANUAL DE OPERACIÓN Y

MANTENIMIENTO

4.1.1 CONSTRUCCIÓN

4.1.1.1 Procedimiento de construcción

Se entiende que para la construcción de cada uno de los elementos mecánicos

previamente diseñados del martillo, se debe contar con un taller mecánico

industrial con las máquinas – herramientas, herramientas y equipos necesarios

para cumplir con la construcción de estos elementos.

Los elementos mecánicos a ser construidos para el ensamble del martillo, se

encuentran detallados en los respectivos planos de taller. Como se entiende, la

materia prima es la que se debe adquirir con previa anticipación en el mercado

local.

4.1.1.2 Requerimientos para la construcción

Para la construcción de los distintos elementos mecánicos que conforman el

martillo, se debe contar con diversas máquinas, equipos, herramientas,

materiales, instrumentos, etc. Estos equipos y máquinas se detallan a

continuación.

• Máquinas – Herramientas

• Herramientas

• Instrumentos de medición y verificación

• Materia prima

• Elementos normalizados

• Elementos seleccionados

122

• Planos de taller de los distintos elementos mecánicos

Los elementos mecánicos a construir se los obtienen por los procesos

convencionales como torneado, fresado, corte, doblado, soldado y pintado.

4.1.1.2.1 Máquinas - Herramientas

• Fresadora

• Torno

• Rectificadora

• Dobladora

• Cizalla

• Esmeril

• Soldadora eléctrica

• Amoladora

• Taladro

• Equipo de pintura

• Oxiacetilénico

4.1.1.2.2 Herramientas

• Brocas

• Útiles para tornear

• Limas

• Juego de llaves

• Martillo

• Sierra manual

• Juego de destornilladores

• Entenalla

• Soplete

• Playo manual, de presión y pinza.

4.1.1.2.3 Instrumentos de medición y verificación

• Calibrador pie de rey.

123

• Compás

• Nivel

• Flexómetro

• Escuadra

4.1.1.2.4 Materia prima

• Placa de acero: A-36 / 868*510*5

• Placa de acero: A-36 / 96*96*12

• Placa de acero: A-36 / 136*136*25,4

• Placa de acero: ASTM A-588M Grado A / 510*490*20

• Placa de acero: A-36 / 868*485*5

• Placa de acero: A-36 / 893*510*5

• Placa de acero: ASTM A-588M Grado A / 475*400*20

• Placa de acero: A-36 / 500*15*10

• Placa de acero: A-36 / 500*15*10 (Brida)



• Eje de acero: AISI 4140 / Ø60 mm / L=310 mm






• Eje de acero: UNS N07750 / Ø12,7 mm

• Eje de acero: A-36 / Ø70 mm / L=30 mm






• Eje: Bronce / Ø113 mm / espesor = 4 mm / L=20 mm


124


• Eje de acero inoxidable: AISI 304 / Ø31,75 mm / L=2260 mm

• Perfil L: Laminado en caliente / 80*40*6 / L=850 mm

• Viga C: Laminado en caliente / 150*60*5 / 12 metros

• Perfil G: Laminado en caliente / 80*40*15*3 / 600 mm

4.1.1.2.5 Elementos normalizados

• Pernos métricos de cabeza hexagonal

• Tuercas para los respectivos pernos

• Arandelas planas

• Arandelas de presión

• Tornillos

• Anillos de seguridad

• Chavetas y lengüetas

• Pasador

4.1.1.2.6 Elementos seleccionados

• Cadena

• Polea

• Ganchos para cadena

• Motor reductor

• Rodamientos

• Vástago perforador

• Barrenos

• Uniones

• Broca para perforar

• Compresor

• Generador

125

4.1.2 MONTAJE

Para el montaje del martillo en su totalidad se arma ciertos subconjuntos previos,

teniendo en cuenta las especificaciones y tolerancias expuestas en los planos

correspondientes.

4.1.2.1 Montaje de los subconjuntos previos al ensamble del final del martillo

4.1.2.1.1 Montaje de la placa de rodamientos con brida circular

• Colocar las bridas circulares en el lado indicado de la placa con la ayuda

de pernos.

• Verificar de manera visual que no esté forzado ninguna de las partes.

• Soldar con las especificaciones establecidas en el plano 2861: 100.S1.

4.1.2.1.2 Montaje de la placa rodamientos – engranaje con brida circular

• Seguir la secuencia del literal 4.2.1.3.1, visualizando las especificaciones

del plano 2861: 100.S2.

4.1.2.1.3 Montaje de la placa lateral, perfil L con el apoyo del gancho para la cadena

• Ubicar los perfiles en L en la placa lateral con las medidas y tolerancias

especificadas en el plano 2861: 100.S3.

• Soldar con el proceso correspondiente los perfiles.

• Colocar los apoyos del gancho a la placa.

• Soldar los apoyos y luego colocar los ganchos con sus respectivas tuercas.

4.1.2.1.4 Montaje base motor de giro

• Soldar las placas 1 y 3.


• Soldar el tubo cilíndrico a la placa 1.

• El proceso de soldadura utilizado, así como las tolerancias de

perpendicularidad y paralelismo, se especifican en el plano 2861: 101

126

4.1.2.1.5 Montaje soporte motor de giro

• Construir previamente las nervaduras que se utiliza como refuerzos.


• Soldar las nervaduras a las placas.

• El proceso de soldadura utilizado se especifican en el plano 2861: 102, las

tolerancias de perpendicularidad y paralelismo son amplias, dentro de lo

que se permiten.

4.1.2.1.6 Montaje base motor de movimiento


• Soldar el tubo cilíndrico y la placa 4.

• El proceso de soldadura utilizado, así como las tolerancias de

perpendicularidad y paralelismo, se especifican en el plano 2861: 103.

4.1.2.1.7 Montaje soporte motor de movimiento

• Construir previamente las nervaduras que se utilizan como refuerzos.


• Soldar las nervaduras a las placas.

• El proceso de soldadura utilizado se especifican en el plano 2861: 104, las

tolerancias de perpendicularidad y paralelismo son amplias, dentro de lo

que se permiten.

4.1.2.1.8 Montaje guía base

• Soldar el perfil – placa 5 con la placa 5.

• El proceso de soldadura utilizado se especifican en el plano 2861: 105,

además se debe verificar que el perfil – placa 5 mantenga el ángulo

obtenido en el doblado que se especifica en el plano 2861: 105.2.

4.1.2.1.9 Montaje de la guía base con perfil L

• Ubicar los perfiles a la base con las medidas indicadas en el plano 2861:

100.S4.

127

• Soldar con el proceso indicado y respetando las tolerancias especificadas

en el plano.

4.1.2.1.10 Montaje del eje excéntrico y rodamientos

• Colocar los rodamientos de bolas de mayor diámetro al eje excéntrico, con

los anillos de seguridad.

• Colocar las ruedas al eje excéntrico con las lengüetas en apriete al eje.

• Colocar los rodamientos de bolas de menor diámetro al eje excéntrico.

• Los ajustes para rodamientos – eje se especifican en el plano 2861:

100.A2.

4.1.2.1.11 Montaje de la columna de apoyo del martillo

El martillo se apoya en una columna ya fabricada, el alcance de este proyecto

solo incluye el diseño de la máquina pero se da una descripción de tal apoyo.

• Dos vigas en C de 150*60*5

• Perfiles G de 80*40*15*3, que sirven para unir por soldadura a las vigas en

C. Estos perfiles están separados a 1 metro, uno del otro.

• Poleas para cadenas de 10 milímetros de diámetro.

• Un dispositivo que está compuesto por un motor reductor que le da el

avance al martillo.

• Esta columna se sujeta a un camión donde se encuentra los demás

dispositivos necesarios para el correcto funcionamiento del martillo. Como

compresor, generador, accesorios, herramientas, etc.

4.1.2.2 Montaje del martillo

• Para empezar se coloca con puntos de soldadura, la placa lateral, la placa

previamente ensamblada en la sección 4.2.2.1.3 y la sección 4.2.2.1.1 con

la placa fija.

• Se suelda con el proceso especificado en el plano 2861: 100.A3,

previamente se verifica las dimensiones de perpendicularidad y paralelismo

entre las placas.

128

• Soldar las bridas horizontales y verticales a las placas que corresponde, en

estas bridas se ajusta mediante pernos la placa rodamientos – engrane.

• Se ubican los vástagos en la placa fija con las tuerca fijas, luego se inserta

los asientos de los resortes en la placa fija, estos asientos son punteados

con soldadura para evitar algún inconveniente.

• Se colocan los bocines en las placas correspondientes, estos bocines

entran en apriete el cual se muestra en el plano 2861: 100.A2.

• Se sujeta la base del motor de giro a la placa rodamientos mediante

pernos, arandelas y tuercas que serán soldadas.

• Después de esto se ensambla la parte central, la misma que se compone

de la siguiente secuencia. Teniendo en cuenta que los soportes superior e

inferior entran en con los respectivos rodamientos en apriete.

ü Eje excéntrico con los rodamientos

ü Resortes en la parte superior

ü Asientos de resortes (con puntos de soldadura a la placa superior)

ü Placa superior

ü Soporte de rodamientos cónicos, este soporte se sujeta a la placa

superior mediante pernos

ü Soporte superior del vástago perforador

ü Vástago perforador

ü Soporte de rodamientos cónicos, este soporte se sujeta a la placa

inferior mediante pernos

ü Placa inferior

ü Asientos de resortes (con puntos de soldadura a la placa inferior)

ü Resortes

ü Asientos de los resortes

ü Tuerca móvil, esta tuerca se sujeta a cada vástago mediante

pasador y anillos de seguridad.

• Luego de ajustar la parte central y quede fijo, se coloca la placa piso

soldándola a las respectivas placas.

• Para cerrar el martillo, primero se coloca el motor reductor, eje piñón

mediante la base y soporte del motor de golpe los mismos que se fijan con

129

pernos a la placa rodamientos – engrane. El eje piñón se ajusta mediante

la chaveta en apriete con el eje.

• Colocado el motor reductor que da el golpe a la placa correspondiente, se

cierra el martillo mediante los pernos que corresponde.

• Se colocan las tapas rodamientos mediante pernos

• Luego se procede a colocar el motor reductor que da el giro mediante el eje

conector y base del motor de giro. El eje conector se sujeta al motor

reductor, acople superior del vástago perforador mediante chavetas y

sujeto la base del neplo al eje conector.

• Juntar el martillo a la columna mediante la guía base, mediante pernos y

colocar la cadena.

• Ensamblar la porta barreno a la viga de sujeción del martillo.

• Realizar la conexión de aire mediante manguera y neplo.

• Colocar el motor reductor de avance acoplándolo a las restricciones

impuestas por la viga existente.

• Realizar la conexión eléctrica, variadores de frecuencia de motor

reductores para energizarlos.

Se recomienda que apegado a los planos de taller y conjunto se ensamble el

martillo, respetando los procesos de fabricación y verificando los ajuste y

tolerancias impuestos en los respectivos planos. Además se recomienda contratar

los respectivos especialistas para cada área de trabajo.

El castillo donde se apoya y recorre el martillo está fabricado, pero a continuación

se presenta una breve descripción del montaje del castillo para tener una idea de

su montaje.

4.1.2.3 Montaje de la viga

• Soldar las vigas en C de 6 metros para formar 2 de 12 metros.

• Unir las 2 vigas de 12 metros mediante soldadura y separarlas con perfil G,

estos perfiles están separados a 1 metro uno del otro.

• Colocar las poleas en los extremos.

130

• Poner el motor reductor de avance a una de las poleas mediante su

respectivo eje.

• Ubicar los dispositivos que energizan y controlan los motores a las vigas en

C.

• Sujetar la manguera que proporciona el aire para la limpieza del hueco.

• Unir el castillo al camión.

4.1.3 MANUAL DE OPERACIÓN Y MANTENIMIENTO

4.1.3.1 Despiece

En la Figura 4. 1 se muestra el despiece del martillo debido a su gran tamaño no

se encuentra numerado cada uno de sus elementos.

Figura 4. 1 Despiece del martillo.

Fuente: Propia


131

4.1.3.2 Mantenimiento

4.1.3.2.1 Instrucciones de seguridad

Los trabajos de mantenimiento solamente pueden ser llevados a cabo

cuando la máquina está detenida.

Asegurarse que la máquina se encuentra protegida contra una conexión

accidental y que esté provista del correspondiente rótulo de advertencia.

Cuando use aceites y grasas de lubricación, o productos de limpieza o

partes de reposición, dar cumplimiento a las regulaciones de seguridad y a

las normas de prevención de accidentes del fabricante respectivo.

El trabajo de mantenimiento del suministro de energía eléctrica a la

máquina o de los elementos eléctricos auxiliares y de control, debe ser

efectuado únicamente por electricistas profesionales, de acuerdo a las

tareas a cumplir.

Asegurarse que la máquina se encuentre conectada, de tal manera que no

esté activada

Asegurarse que la máquina no pueda encenderse de nuevo y colocar el

rótulo de advertencia

Cerciorarse que la máquina no esté activada

Hacer la conexión a tierra y cortar el circuito

Cubrir o colocar un acordamiento de seguridad, en derredor de cualquier

parte adyacente que esté activada

Cerciorarse que los circuitos auxiliares de corriente, por ejemplo: de la

iluminación expresa del equipo, etc., se encuentren conectados pero de

manera que no estén activados.

132

4.1.3.2.2 Limpieza

No lavar la máquina con agua o con ningún otro líquido

• Anualmente, hacer la comprobación de todo el conducto de aire, con el fin

de cerciorarse que no haya ennegrecimiento.

• En el caso de que haya depósitos considerables de mugre, remover el

ennegrecimiento usando productos de limpieza adecuados.

• Finalmente, secar y verificar que no exista daños por el uso de estos

productos.

4.1.3.2.3 Cojinetes de bolas y rodillos cónicos

• Comprobar la temperatura de los cojinetes durante la operación.

• Hacer el chequeo del ruido de los cojinetes durante el funcionamiento.

• Engrasar los cojinetes de bolas puesto que los cojinetes de rodillos cónicos

son sellados por vida infinita.

• En caso requerido, proceder al recambio de los cojinetes.

• Si se presentan ruidos o un alza de temperatura durante la operación,

apagar inmediatamente la máquina, con el fin de evitar cualquier daño.

• Desmontar el cojinete y comprobar si hay algún daño.

• Si se observa áreas de color oscuro, áreas de apariencia mate o

pulimentada, instale un cojinete nuevo.

4.1.3.2.4 Bocines

• Comprobar el apriete del bocín con el alojamiento del mismo.

• Verificar que no exista golpe debido al giro del eje en el bocín en el lado del

bocín donde existe holgura.

• Hacer el chequeo de ruido y golpe del bocín.

• En caso de presentar daño el bocín, proceder al cambio del mismo

manteniendo el apriete y holgura especificados en los respectivos planos

de taller.

133

4.1.3.2.5 Resortes

• Comprobar que no exista pandeo en los resortes.

• Chequear que los resortes estén con la precarga calculada.

• Hacer el chequeo de las guías de los resortes: desgaste, corrosión, etc.

• Verificar que todos los resortes estén trabajando a la misma carga, en caso

de que uno esté más cargado que otro revisar la causa, analizar si los

contrapesos están funcionando o tratar de ver si hay algún factor externo

que lo esté causando.

4.1.3.2.6 Accesorios

• Chequear las varillas perforadoras, es decir; que no exista desgate

pronunciado por efecto del golpe producido al perforar.

• Chequear las uniones con el fin de producir el ajuste necesario de las

varillas.

• Realizar el chequeo del vástago perforador en la rosca.

• Revisar la broca en cada periodo de cambio de las varillas de perforación.

Proceder al mantenimiento de los accesorios mediante el manual de

mantenimiento que el proveedor de los mismos ajunta a la compra.

4.1.3.2.7 Mantenimiento general

• Inspeccionar ejes para la no existencia de anomalías.

• Inspeccionar cada motor reductor, revisar las instalaciones eléctricas

tomando las medidas de seguridad antes expuestas, si procede la limpieza

debe realizarla un electricista calificado.

• Revisar los variadores de frecuencia, para que no exista errores en el

control de velocidad de cada motor reductor.

• Inspeccionar los engranajes acoplados en el eje excéntrico, por ejemplo el

desgate de los dientes del piñón por ser el más crítico.

• Inspeccionar todo ajuste con pernos y si procede realizar el ajuste de los

mismos.

134

Nota

El mantenimiento de la máquina depende del cumplimiento de lo

especificado.

4.1.3.3 Operación

Para una buena operación de la máquina, los operadores deben controlar lasdistintas variables de energía y control que se provee a la máquina para sucorrecto funcionamiento. En la Tabla 4. 1, Tabla 4. 2 y Tabla 4. 3 se presentan lasvariables a controlar con los respectivos rangos de operación.

Tabla 4. 1 Rango de operación y dimensiones del martillo.

MARTILLO

Variable Rango Unidades Observaciones

Potencia3

2,2

HP

kW

Velocidad de

rotación del motor

reductor de golpe

y de giro

0 – 200 rpm

Las revoluciones varían según la densidad

de la roca, la misma que se obtiene a

través de señales de control. A mayor

densidad - mayor es el número de

revoluciones.

Velocidad de

rotación del motor

reductor de

avance

0 – 11 rpm

El motor reductor de avance debe girar a 8

rpm para dar la velocidad de avance del

martillo y gira a 11 rpm de sentido contrario

para sacar la herramienta atrapada.

Las revoluciones de cada motor reductor se controlan a través de los variadores de

frecuencia. Cada motor reductor tiene un variador de frecuencia. REVISAR ANEXO E

Torque máximo534

394

Nm

lbf*ft

DIMENSIONES APROXIMADAS DEL MARTILLO

Martillo 893*510*495 mm

Peso Aproximado 350 kg

Fuente: Propia


135

Tabla 4. 2 Rango de operación del compresor.

COMPRESOR


Flujo de aire 600 CFMConsiderar un aumento de porcentaje por

pérdidas llegando hasta 800 CFM.

Presión máxima de trabajo 120 psi

El flujo de aire varía según la profundidad del hueco perforado, mostrado en Tabla 4. 9 Presión de

operación vs profundidad a densidad promedio.

Fuente: Propia


Tabla 4. 3 Rango recomendado para el diámetro y longitud del hueco.


DIÁMETRO DEL HUECO

Diámetro del hueco3 - 3 ½

76,2-88,9

in

mm

Los diámetros están dados por el tipo de

broca, es decir; del tipo T38 para huecos de

3" y T45 para huecos de 3 1/2".

Tipo de accesorios T38 - T45

CAPACIDAD DE PERFORAR

Profundidad del hueco12

40

m

ft

COMBUSTIBLE

Gasto máximo 9 galones Por 8 horas de trabajo ininterrumpido.

VARIACIONES DE PERFORACIÓN

1 Barreno4

13

m

ftPara el cambio y adaptación de barrenos se

debe seguir los pasos detallados en la lista

de verificación.

2 Barrenos8

26

m

ft

3 Barrenos12

40

m

ft

Fuente: Propia


136

4.1.3.4 Seguridad

• Ubicar las coordenadas precisas del hueco próximo a ser perforado.

• Ubicar el castillo (columna de apoyo del martillo), de forma que forme 90°

con el suelo.

• Iniciar la perforación, solo y cuando el personal este al menos una distancia

de 5 metros de radio en referencia del castillo del martillo.

• Revisar las conexiones de aire y eléctricas antes de iniciar la perforación.

• Durante la operación revisar que el flujo de aire no tenga problemas de

paso y suministro al martillo para evitar el atrapamiento de la herramienta.

Nota: La operación de la máquina depende del cumplimiento de lo

especificado.

4.1.3.5 Plan de mantenimiento

La fiabilidad y la disponibilidad del martillo dependen

• Del diseño y de la calidad de su montaje.

• De la forma y buenas costumbres del personal de producción que opera la

máquina.

• Del mantenimiento que se realice.

Un buen plan de mantenimiento consiste en tareas periódicas para realizar un

detallado análisis de fallos de todos los sistemas que componen la máquina.

La planificación de tareas de mantenimiento periódicas necesarias en la máquina

y llevar a cabo la resolución de las incidencias presentadas y/u ocasionadas por el

uso se presenta en el ANEXO F.

4.1.4 LISTA DE VERIFICACIÓN (CHECKLIST)

La lista de verificación ayuda en el trabajo informativo que se utiliza para reducir el

fracaso mediante la compensación de los posibles límites de la memoria humana

y la atención. Esto garantiza la coherencia e integridad en la perforación de

material pétreo.

137

Tabla 4. 4 Lista de verificación 1: Montaje del primer barreno.

MONTAJE DEL BARRENO NÚMERO 1ITEM DESCRIPCIÓN SI NO ORDEN OBSERVACIONES

1Verificar que el martilloretroceda 5 metros enreferencia del suelo

xSi: Continuar

No: Retrocederel martillo

2Verificar que los motorreductores seencuentren apagados

x

Si: Continuar

No:Desconectar losmotorreductores

3Quitar la broca delvástago perforador

x

Si: Continuar

No: Regresar ycumplir con laorden

4Verificar que el soportabarreno este abierto

xSi: Continuar

No: Abrir elsoporta barreno

5

Colocar la uniónnúmero 1 de barrenosen el vástagoperforador

x

Si: Continuar


6Verificar que la uniónnúmero 1 esteajustada

xSi: Continuar

No: Dar aprietenecesario

7Colocar el barrenonúmero 1 a la uniónnúmero 1

x

Si: Continuar

No: Regresar ycumplir con la

orden

8Verificar que elbarreno número 1 esteajustado

xSi: Continuar


9Colocar el soportabarreno al barrenonúmero 1

x

Si: Continuar


…

138

Tabla 4. 4 Lista de verificación 1: Montaje del primer barreno. (continuación)


10Colocar la broca albarreno número 1

x

Si: Continuar


11

Verificar de maneravisual todo el conjuntode barreno, unión ybroca

x

Si: Continuar

No: Realizar losajustesnecesarios

12Energizar los tresmotor reductores

x

Si: Continuar

No: Conectarlos motorreductores

13

Verificar lasconexiones eléctricas,controles y conexiónde aire

x

Si: ContinuarVerificar el caudal de airenecesario para el tramo de 0 a 4metros de profundidad


14Se procede a perforarhasta 4 metros deprofundidad

x

Si: Continuar Monitorear las conexioneseléctricas y de aire así como loscontroles de manera continuamientras se perfora


Fuente: Propia


139

Tabla 4. 5 Lista de verificación 2: Montaje del segundo barreno.


1

Verificar que el barrenonúmero 1 este fueradel hueco en sutotalidad

xSi: Continuar



x

Si: Continuar


3Quitar la broca delbarreno número 1

x

Si: Continuar


4Retirar el soportabarreno del barrenonúmero 1

x

Si: Continuar


5Colocar la uniónnúmero 2 de barrenosen el barreno número 1

x

Si: Continuar



xSi: Continuar


7Energizar el motorreductor de avance

x

Si: ContinuarVerificar que sólo el motorreductor de avance esteenergizado


8Retroceder el martillo 5metros más

x

Si: Continuar


9Verificar que el motorreductor de avance seencuentre apagado

x

Si: Continuar

No:Desconectar elmotor reductor

…

140

Tabla 4. 5 Lista de verificación 2: Montaje del segundo barreno. (continuación)



x

Si: Continuar


11Verificar que el barrenonúmero 2 esteajustado

xSi: Continuar



x

Si: Continuar



x

Si: Continuar


14

Verificar de maneravisual todo el conjuntode barrenos, uniones ybroca

x

Si: Continuar



x

Si: Continuar


16


x

Si: ContinuarVerificar el caudal de airenecesario para el tramo de 4 a8 metros de profundidad



x



Fuente: Propia


141

Tabla 4. 6 Lista de verificación 3: Montaje del tercer barreno.


1

Verificar que el barrenonúmero 2 este fueradel hueco en sutotalidad

xSi: Continuar



x

Si: Continuar



x

Si: Continuar


4Retirar el soportabarreno del barrenonúmero 2

x

Si: Continuar


5Colocar la uniónnúmero 3 de barrenosen el barreno número 2

x

Si: Continuar



xSi: Continuar



x



8Retroceder el martillo 5metros más

x

Si: Continuar



x

Si: Continuar


…

142

Tabla 4. 6 Lista de verificación 3: Montaje del tercer barreno. (continuación)



x

Si: Continuar


11Verificar que el barrenonúmero 3 esteajustado

xSi: Continuar



x

Si: Continuar



x

Si: Continuar


14

Verificar de maneravisual todo el conjuntode barrenos, uniones ybroca

x

Si: Continuar



x

Si: Continuar


16


x

Si: ContinuarVerificar el caudal de airenecesario para el tramo de 8 a12 metros de profundidad



x



Fuente: Propia


143

Tabla 4. 7 Lista de verificación 4: Desmontaje de 2 barrenos para la perforación del nuevo

hueco.

DESMONTAJE DE 2 BARRENOS Y PERFORACIÓN DEL NUEVO HUECOITEM DESCRIPCIÓN SI NO ORDEN OBSERVACIONES

1Verificar que el barrenonúmero 3 este fuera delhueco en su totalidad

xSi: Continuar


2Trasladar todo el equipoal nuevo punto deperforación

x

Si: Continuar


3Verificar que los motorreductores se encuentrenapagados

x

Si: Continuar

No:Desconectarlos motorreductores


x

Si: Continuar


5Retirar el soporta barrenodel barreno número 3

x

Si: Continuar


6Retirar el barreno número3

x

Si: Continuar



x



8 Bajar el martillo 5 metros x

Si: Continuar



x

Si: Continuar


…

144


hueco. (continuación)


10 Retirar la unión número 3 x

Si: Continuar



xSi: Continuar



x




Si: Continuar



x

Si: Continuar



Si: Continuar



x

Si: Continuar



x

Si: Continuar


…

145


hueco. (continuación)


18Verificar de manera visualtodo el conjunto debarreno, unión y broca

x

Si: Continuar

No: Realizarlos ajustesnecesarios

19

Antes de empezar lanueva perforación revisarel martillo de maneravisual con el fin deprevenir accidentes

x

Si: Continuar


20Energizar los tres motorreductores

x

Si: Continuar


21Verificar las conexioneseléctricas, controles yconexión de aire

x

Si: ContinuarVerificar el caudal de airenecesario para el tramo de 0a 4 metros de profundidad

No: Realizarlos ajustesnecesarios

22

Se procede a perforarhasta 4 metros deprofundidad el nuevopunto de perforación

x

Si: Continuar Monitorear las conexioneseléctricas y de aire así comolos controles de maneracontinua mientras se perfora


Fuente: Propia


146

Tabla 4. 8 Lista de verificación 5: Desmontaje de barrenos.

DESMONTAJE DE BARRENOSITEM DESCRIPCIÓN SI NO ORDEN OBSERVACIONES

1Verificar que el barrenonúmero 3 este fuera delhueco en su totalidad

xSi: ContinuarNo: Retrocederel martillo

2Verificar que los motorreductores se encuentrenapagados

x

Si: ContinuarNo: Desconectarlos motorreductores


x

Si: ContinuarNo: Regresar ycumplir con laorden

4Retirar el soporta barrenodel barreno número 3

x



x



x






xSi: ContinuarNo: Desconectarel motor reductor




xSi: ContinuarNo: Dar aprietenecesario


x



…

147

Tabla 4. 8 Lista de verificación 5: Desmontaje de barrenos. (continuación)

DESMONTAJE DE BARRENOSITEM DESCRIPCIÓN SI NO ORDEN OBSERVACIONES








xSi: ContinuarNo: Dar aprietenecesario


x









21Recoger y guardar todo elequipo de perforación yretirarse del trabajo

x


Fuente: Propia


148

4.2 HOJAS DE PROCESOS

Se presentan hojas de procesos típicas en el ANEXO H.

4.3 ELABORACIÓN DE PLANOS

Una vez terminando el diseño, se realizan los planos de taller y de montaje, los

mismos que se presentan en el ANEXO I.

Los planos se presentan de forma clara para que cualquier operador con

experiencia en ensamble de máquinas, pueda entender cada una de las

especificaciones y detalles a tener en cuenta.

4.4 ESTIMACIÓN DE TIEMPOS DE OPERACIÓN Y RENDIMIENTO

4.4.1 LIMPIEZA DEL HUECO

Para limpieza de los recortes del hueco (partículas de roca) se utiliza fluidos de

perforación capaces de expulsar estas partículas hacia la superficie. En este caso

se utiliza como fluido de perforación el aire.

4.4.2 FUNCIONES DEL FLUIDO DE OPERACIÓN

La remoción de los recortes del hueco y el control de presión de la formación son

funciones sumamente importantes, aunque el orden de importancia sea

determinado por las condiciones del hueco y las operaciones en curso. Las

funciones más comunes del fluido de perforación son las siguientes:

• Retirar los recortes del hueco.

• Controlar las presiones de la formación.

• Suspender y descargar los recortes.

• Mantener la estabilidad del agujero.

• Minimizar los daños al yacimiento.

• Enfriar, lubricar y apoyar el barreno y el conjunto de perforación.

• Transmitir la energía cinética a las herramientas y al barreno.

• Asegurar una evacuación adecuada de la formación.

149

• Controlar la corrosión.

• Minimizar el impacto al ambiente.

4.4.3 REMOCIÓN DE LOS RECORTES DEL HUECO

Los recortes de perforación deben ser retirados del hueco a medida que son

generados. A este fin, se hace circular un fluido de perforación dentro de la

columna de perforación y a través del barreno, el cual arrastra y transporta los

recortes hasta la superficie, subiendo por el espacio anular. La limpieza del

agujero depende del tamaño, forma y densidad de los recortes, unidos a la

velocidad de penetración de la rotación de la columna de perforación, viscosidad y

velocidad anular del fluido de perforación.

4.4.4 CÁLCULO DEL FLUJO NECESARIO PARA LA REMOCIÓN DE LAS

PARTICULAS DE ROCA

Se considera la existencia de tres secciones anulares por donde circula el aire de

salida, las cuales son:

• Sección 1: Parte de la broca que abre el hueco, esta sección tiene una

longitud mínima de 22 mm aproximadamente. En la Figura 4. 2 se muestra

la sección anular 1.

Figura 4. 2 Parte de la broca que abre el hueco.

Fuente: Propia


150

• Sección 2: Parte de la broca que acopla con el barreno, esta sección tiene

una longitud de 110 mm aproximadamente. En la Figura 4. 3 se muestra la

sección anular 2.

Figura 4. 3 Sección de la broca donde se acopla el barreno.

Fuente: Propia


• Sección 3: Parte que comprende entre el barreno y la pared del hueco,

esta sección tiene una longitud máxima de 12 metros, que es el objetivo de

perforar. En la Figura 4. 4 se muestra la sección anular 3.

Figura 4. 4 Sección entre el barreno y el hueco.

Fuente: Propia


151

4.4.5 ECUACIÓN PARA OBTENER EL FLUJO DE AIRE DE CADA SECCIÓN

El flujo de aire circula a través del barreno, donde hay un orificio de 10 mm de

diámetro, por tanto el área de salida del aire es

A !"# = <r$% = 7,85 C 10&'!m( (4. 1)

En cada sección anular se produce una presión por parte de las partículas de roca

para evitar salir hacia la superficie, para que esto suceda el flujo de aire debe

producir una presión denominada presión de impacto que debe ser al menos

igual a la presión ejercida por las partículas para que estas sean expulsadas hacia

el exterior.

P)*+,-./012 = P3456789 (4. 2)

La presión de impacto producida por el flujo de aire se calcula

P:;<=>?@ = !VABCD C Q C EFGHI (4. 3)

Dónde

• VJKLM: velocidad del flujo de aire a la salida del ducto.

• Q: caudal del fluido de perforación.

• ENOPQ: densidad del fluido de perforación (aire), 1,2 Kg/m3.

Además la velocidad se la puede obtener mediante el caudal

RSTUV =Q

AWXYZ

(4. 4)

La presión ejercida por las partículas es

P[\]^_`abcd = mefghijklmn C g (4. 5)

Donde

• mopqrstuvwx: masa de las partículas.

• g: gravedad.

152

Durante la perforación en el suelo existen tipos de roca variados, para el cálculo

se considera una densidad promedio de las rocas mostrada en la Tabla 2. 1.

yz{|}~�!" = m#$%&'()*+,Volumen

= 2,5!Tonm-. (4. 6)

Donde

• Volumen: es el volumen de la sección anular el mismo que se calcula con

la formula conocida: Área de la sección anular por su longitud.

Con la masa de las partículas se puede obtener la presión que ejercen estas en la

sección.

P/012345678 = E9:;<=>?@ C AABCDEF C lGHIJKL C g (4. 7)

Igualando las presiones ejercidas, reemplazando la velocidad del flujo del aire en

la presión de impacto y finalmente despejando el caudal de aire se obtiene la

ecuación para calcular el flujo necesario para cada sección:

M = NEOPQRSTUV C AWXYZ[\ C A]^_` C labcdef C gEghij !kml

sm (4. 8)

4.4.5.1 Sección anular 1

El área de esta sección se la obtiene con la ayuda del software Inventor, se

realiza de la misma manera que en la sección 3.2.

nopqrst = 0,00048306!mu

vwxyz{| = 22!mmReemplazando valores en la ecuación (4. 8) y realizando la conversión adecuada

a pies cúbicos por minuto (CFM) se obtiene

} = 8,73!CFM

153


~�!"#$% = 0,00211115!m&

'()*+,- = 110!mm. = 40,8!CFM


/012345 = 0,003486257!m6

789:;<= = 12!m> = 547,66!CFM

Por lo tanto el caudal necesario considerando las tres secciones anulares es

Q = 597,2!CFM ' 600!CFM4.4.6 MOTOR DE AVANCE

Se utiliza motor reductor de 3 hp de potencia para dar el movimiento de avance

que se acopla a la viga donde recorre el martillo.

Funciones de motor reductor de avance

• Dar la velocidad de avance del martillo para perforar.

• Sacar la herramienta cuando esta se atrape.

4.4.6.1 Velocidad de avance

Para determinar la velocidad de avance se requiere perforar por lo menos 30

huecos diarios.

El martillo trabaja a la intemperie, debe perforar durante 10 horas por día. De este

tiempo se toma en cuenta tiempos muertos de aproximadamente 2 horas para

colocar y/o retirar las varillas de perforación en cada hueco y cualquier percance.

Por lo tanto el tiempo neto de perforación es 8 horas diarias.

154

Tiempo de perforación por hueco

?@AB!CDEFG = tHIJK!LM!NOPQRSTUVóWNúmero!de!huecos = 8!h

30= 16!min (4. 9)

Tiempo de perforación por metro lineal

XYZ[!\]^_` =tabc!defgh

Profundidadijklm=16!min12!m

= 1,33min mn

(4. 10)

Conocido el tiempo para perforar los 12 metros del hueco se obtiene la velocidad

o =L

t=

12!m16!min = 0,75m minp = 2,46! ft minq

(4. 11)

4.4.6.2 Revoluciones del motor reductor de avance

La fuerza tangencial que produce la velocidad y la potencia de 3 hp se obtiene


rs =33000H

V= 40233,6!lb

Como el radio del eje por el cual se transmite la fuerza tangencial es conocido

(r = 16!mm) se tiene el torque producido utilizando la ecuación (3. 122)

t = Fu C r = 25343,99!lb C pulgCon el torque se calcula las revoluciones de giro del motor reductor de avance,

utilizando la ecuación (3. 96), se despeja la variable de las revoluciones teniendo

n =198000H<T = 7,46!rpm! ' 8rpm

155

4.4.6.3 Revoluciones del motor reductor de avance para sacar la herramienta

atrapada

Por motivo de desmoronamiento del suelo o ser arenoso, la herramienta puede

quedar atrapada al estar perforando, razón por la cual el motor debe ejercer un

torque necesario para sacar la herramienta y cambiar el sentido de giro.

La fuerza para vencer el torque es la producida por el peso del martillo,

accesorios y piedra en el hueco, la misma de la ecuación (3. 146)

v = 802!kgSe tiene además el radio de la polea por donde pasa la cadena, misma que

transmite esta fuerza al motor reductor

wxyz{| = 122,97!mmPor tanto el torque necesario para sacar la herramienta atrapada utilizando la

ecuación (3. 122) es

} = F C r~�!"# = 17119,99!lb C pulgConocido el torque se obtiene las revoluciones con la ecuación (3. 96)

n = 11,04!rpm! ' 11!rpm4.4.7 PRESIÓN DE OPERACIÓN VS PROFUNDIDAD

Las ecuaciones para el cálculo de la presión de operación (presión de impacto)

ejercida por el flujo de aire están determinadas, solo se varía la altura de

perforación para obtener distintos caudales y por tanto obtener las respectivas

presiones.

Se utiliza 3 barrenos de 4 metros cada uno para cumplir con la perforación de 12

metros lineales, estos resultados se presentan en la Tabla 4. 9 para distintas

alturas.

156

Tabla 4. 9 Presión de operación vs profundidad a densidad promedio.

Profundidad (m) Presión (MPa) Presión (psi)

12 13,05 1892,28

8 8,70 1261,52

4 4,35 630,76

0,11 0,07 10,50

0,022 0,0033 0,48

Fuente: Propia


4.4.8 CAPACIDAD DE BARRIDO DE AIRE VS PRESIÓN DE OPERACIÓN

La capacidad de barrido de aire no es más que el flujo de aire necesario para

expulsar las partículas de roca hacia la superficie. En la Tabla 4. 10 se presentan

caudales para las distintas alturas propuestas en la Tabla 4. 9.

Tabla 4. 10 Presión de operación vs caudal de aire a densidad promedio.

Presión (MPa) Presión (psi) Caudal de Aire (CFM)

13,05 1892,28 547,66

8,70 1261,52 447,16

4,35 630,76 316,19

0,07 10,50 40,80

0,0033 0,48 8,73

Fuente: Propia


4.4.9 PRESIÓN DE OPERACIÓN VS DENSIDAD

En la sección 2.4 se realiza ensayos a distintas muestras de roca y se obtuvo

resultados de densidad, para comparar la presión de operación a distintas

157

densidades obtenidas. Se presenta en la Tabla 4. 11 las presiones en cada

sección anular

Tabla 4. 11 Presión de operación vs densidad en cada sección anular.

Densidad (Ton/m3) Sut (MPa) Presión (MPa) Presión (psi)

Sección 1

2,2 57,9 0,0029 0,42

2,3 60,4 0,0030 0,44

2,4 48,9 0,0032 0,46

2,5 54,9 0,0033 0,48

2,6 129,1 0,0034 0,50

2,7 106,4 0,0036 0,52

Sección 2

2,2 57,9 0,064 9,24

2,3 60,4 0,067 9,66

2,4 48,9 0,070 10,08

2,5 54,9 0,072 10,50

2,6 129,1 0,075 10,92

2,7 106,4 0,078 11,34

Sección 3

2,2 57,9 11,48 1665,20

2,3 60,4 12,01 1740,90

2,4 48,9 12,53 1816,59

2,5 54,9 13,05 1892,28

2,6 129,1 13,57 1967,97

2,7 106,4 14,09 2043,66

Fuente: Propia


158

4.4.10 TIEMPOS DE RENDIMIENTO EN COMPARACIÓN CON OTROS

MARTILLOS

Para la comparación y justificación del diseño se compara varios modelos

presentes en el mercado, analizando parámetros de operación de la máquina.

Los modelos a comparar son:

• ECM 590RC (Hidráulico)

• ECM 590RR (Hidráulico)

• COP 1840 (Hidráulico)

• MD 5125 (Hidráulico)



• Propuesta de diseño (Eléctrico)

La mayoría de estos modelos son martillos hidráulicos donde se comparan

parámetros de operación generales dependientes e independientes al

funcionamiento. Los parámetros dependientes sea hidráulico o eléctrico se

descarta por no existir comparación uno del otro.

Una máquina para perforar necesita de tres parámetros primordiales como son

peso, revoluciones y torque por tanto se analiza:

• Potencia

• Velocidad de rotación

• Torque

Otro factor es el equipo y fluido de perforación útil para la limpieza del hueco

además de actuar como refrigerante es útil para la limpieza del hueco; es decir,

expulsar de manera constante los retazos de roca (partículas de roca) durante la

perforación del hueco. Se utiliza un compresor con los siguientes parámetros:

• Flujo de aire proporcionado por el compresor

• Presión máxima de operación

159

Los diámetros de huecos a perforar son dados por el tipo de accesorio utilizado,

entonces se compara:

• Diámetro del hueco

• Tipo de accesorio

• Profundidad del hueco

El consumo de combustible que tiene cada equipo para diferentes aplicaciones y

en caso particular del eléctrico primordialmente para proporcionar la energía

necesaria por los motores reductores.

• Gasto máximo aproximado

• Porcentaje de operación con el tanque lleno a 10 horas de trabajo

En la Tabla 4. 13 se presenta valores de distintos parámetros de operación para

cada modelo.

4.4.10.1 Análisis de resultados

4.4.10.1.1 Martillo

Al comparar los rangos de operación de los parámetros de potencia, velocidad de

rotación y torque entre los modelos expuestos en la Tabla 4. 13, se observa que

la principal ventaja que tiene el diseño propuesto es la potencia requerida, que en

comparación con los otros modelos es significativamente baja, razón por la cual

se reduce el costo necesario en alimentar dicha potencia. El torque que se

obtiene es similar al que brinda los modelos ECM 590RC, ECM 590RR y bajo en

relación a los demás pero la compensación se da en las revoluciones aplicadas a

la máquina que son mayores en comparación a los demás modelos.

4.4.10.1.2 Compresor

Los modelos presentados en la Tabla 4. 13 tienen una capacidad de perforación

mayor a 12 metros lineales con brocas de diámetro de 2 – 6 pulgadas y el flujo de

aire suministrado por el compresor es menor a 600 CFM por esta razón la

herramienta se atrapa siendo uno de los inconvenientes que presentan las

actuales máquinas.

160

4.4.10.1.3 Capacidad de perforar

En el compresor los modelos presentan ventaja en la capacidad de perforación en

términos de profundidad del hueco en relación al diseño propuesto, pero la

desventaja de estos modelos es que se atrapa de la herramienta, repercutiendo

en pérdida de tiempo, además de correr el riesgo de perder la herramienta

atrapada.

4.4.10.1.4 Combustible

Por tener ventaja en la utilización de una potencia baja en comparación con los

demás modelos el requerimiento de combustible es también bajo. La Tabla 4. 12

presenta la ventaja del diseño en comparación con los modelos existentes.

Tabla 4. 12 Ventajas y desventajas entre el martillo eléctrico y los modelosconvencionales.

MODELOS ACTUALES DISEÑO PROPUESTO

VARIABLE Ventaja Desventaja Ventaja Desventaja

Potencia x x

Velocidad de rotación x x

Torque máximo x x

Flujo de aire x x

Presión máxima de trabajo x x

Diámetro del hueco No existe mayor diferencia

Tipo de accesorios No existe mayor diferencia

Profundidad del hueco x x

Gasto máximo aproximado x x

Fuente: Propia


16

1

Tab

la4.

13T

iem

pos

deco

mpa

raci

ónde

rend

imie

ntos

entr

edi

fere

ntes

mod

elos

.

MO

DE

LO

EC

M59

0RC

EC

M59

0RR

CO

P18

40M

D51

25M

D50

75M

D50

50D

iseñ

o

Var

iab

leR

ang

o

TR

AC

K D

RIL

L(M

arti

llo)

Pote

ncia

22

HP

16

,4kW

22

HP

16,

4kW

24

,5H

P18

kW43

HP

32kW

23

HP

31

kW25

HP

19

kW3

HP

2,2

kWV

elo

cid

ad

de

rota

ción

0-

160

rpm

0-

16

0rp

m--

--0

-2

10rp

m0

-160

rpm

0-

240

rpm

0-

200

rpm

Torq

uem

áxi

mo

578

N*m

426

lbf*

ft57

8N

*m42

6lb

f*ft

950

N*m

701

lbf*

ft2033

N*m

1500

lbf*

ft135

6N

*m100

0lb

f*ft

908

N*m

670

lbf*

ft534 N

*m394

lbf*

ftC

OM

PR

ES

OR

Flu

jode

aire

250

CF

M250

CF

M27

0 C

FM

40

0C

FM

350

CF

M250

CF

M60

0 C

FM

Pre

sió

nm

áxi

ma

de

traba

jo140

psi

140

psi

152

psi

10

0ps

i150

psi

150

psi

120

psi

RA

NG

OR

EC

OM

EN

DA

DO

PA

RA

EL

DIÁ

ME

TR

O D

EL

HU

EC

O

Diá

metr

ode

lhuec

o2

1/2

-4

1/2

in64

-115

mm

21

/2-

4in

64

-102

mm

3-

41/

2in

76

-11

5 m

m4

1/2

-6

in114

-15

2m

m2

1/2

-5

in64

-12

7m

m2

-4

in51

-102

mm

3-

31/

2in

76,2

-88

,9m

mT

ipo

de

acc

eso

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T38-

T45

-T

51

T38

-T

45

T4

5-

T51

T45

- T

51

T38

- T

45

- T

51

T38

- T

45

T38

- T

45

CA

PA

CID

AD

DE

PE

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OR

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18

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21,

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,5ft

20,

3-

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102

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ft

CO

MB

US

TIB

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Gas

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xim

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galo

nes

7ga

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lon

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galo

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4,5

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lon

es

Ope

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75

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ropi

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162

CAPÍTULO 5

ESTIMACIÓN DE COSTOS.

El análisis de costos se toma en cuenta los costos directos y los costos indirectos.

Además se realiza una estimación del costo total de perforación para dar servicio.

Para determinar el costo total directo se considera los costos parciales de:

• Materiales directos.

• Elementos normalizados.

• Costos de maquinado.

• Costos de montaje.

Para determinar el costo total indirecto se considera los costos parciales de:

• Materiales indirectos.

• Costos de ingeniería.

• Gastos imprevistos.

Para determinar el costo total para la fabricación del martillo objetivo del presente

proyecto se suma el total de los costos directos con los costos indirectos.

Para determinar la estimación del costo de perforación para dar servicio se considera

los costos parciales de:

• Consumo de combustible del generador.

• Consumo de combustible del compresor.

• Mano de obra.

• Consumo de accesorios.

• Mantenimiento.

163

A continuación se detallan los precios de los costos directos e indirectos, tomando en

consideración los materiales, procesos de producción y tecnológicos necesarios para

construir el martillo.

5.1 COSTOS DIRECTOS

5.1.1 COSTO DE MATERIALES

Se denominan materiales directos a la materia prima que se utiliza para construir los

elementos que conforman el martillo. Los costos de los materiales directos se indican

en la Tabla 5. 1.

Tabla 5. 1 Costos de materiales directos.

Materiales CantidadPrecio

unitario

Costo

(USD)

Eje bronce 7,6 kg 14,50 110,2

Eje acero AISI 4340 272,8 kg 5,35 1459,48

Eje acero AISI 4140 63 kg 4,50 283,5

Eje acero AISI 304 8 kg 8,60 68,8

Eje acero UNS N07750: ø = 12,7 mm 40 kg 43,9 1756

Plancha de acero ASTM A-588M Gr. A: 985x490x20 1 (76 kg) 170 170

Plancha de acero A – 36: 1380x1600x5 1 (87 kg) 165,8 165,8


Plancha de acero A – 36: 165x120x20 1 (3 kg) 596 596

Plancha de acero A – 36: 275x140x27 1 (8,2 kg) 17,70 17,70



Plancha de acero A – 36: 136x272x25,4 1 (7,4 kg) 13,80 13,80





…

164

Tabla 5. 1 Costos de materiales directos. (continuación)

Materiales CantidadPrecio

unitario

Costo

(USD)


Subtotal 4772,52

IVA 572,70

Total 5345,22

Fuente: (Dipac, 2012) y (Bohman, 2011)


5.1.2 COSTO DE ELEMENTOS NORMALIZADOS

Son aquellos elementos de libre comercialización en el mercado. Los costos de los

elementos normalizados se muestran en la Tabla 5. 2

Tabla 5. 2 Costos de elementos normalizados y equipos.

Elementos CantidadPrecio

unitarioCosto (USD)

Anillos de seguridad exteriores 1 9,90 9,90

Rodamientos de bolas Serie 4209-B-TVH 4 50,97 203,88

Rodamientos de bolas Serie 4306-B-TVH 4 45,56 182,24

Rodamientos cónico Serie 32221-A 2 140,17 280,34

Perno de cabeza hexagonal 1 22,05 22,05

Tuercas 1 4,45 4,45

Arandelas planas 1 1,20 1,20

Arandelas de presión 1 3,62 3,62

Motor Reductor de 3 HP y 400 rpm de salida 2 866 1732

Motor Reductor de 3 HP y 191 rpm de salida 1 786 786

Variador de frecuencia 3 839 2517

Cadena de ø = 10 mm y L = 24 m 25 2,83 70,75

…

165

Tabla 5. 2 Costos de elementos normalizados y equipos.(continuación)

Elementos CantidadPrecio

unitarioCosto (USD)

Polea para cadena 2 60 120

Vástago perforador FURUKAWA HD 300 T-38 1 550 550

Barreno L = 4,265 m T - 38 3 450 1350

Unión T – 38 3 135 405

Broca Flat Face T – 38, ø = 3 in 1 295,23 295,23

Neplo entrada de aire 1 7,38 7,38

Gancho para cadena con tuerca M24 2 15,05 30,10

Correas “G”, 80x40x15x3 1 22,50 22,50

Canales “U”, 150x60x5 4 54,05 216,2

Angulo “L”, 80x40x6 1 57,50 57,50

Subtotal 3056,31

IVA 366,76

Total 3423,07

Fuente: (Dipac, 2012), (Bohman, 2011), (Castillo, 2012), (Henriques, 2012), (BKB, 2012), (La Llave, 2011) y

(Rulhermaq, 2012)


5.1.3 COSTO DE MAQUINADO

El costo de maquinado es el valor respecto a la mano de obra directa empleada en

las máquinas herramientas y equipamiento eléctrico.

En la Tabla 5. 3 se muestra el costo estimado para fabricar cada elemento, tomando

en cuenta el costo del material, de maquinado y costos auxiliares necesarios para

llevar a cabo la construcción de cada elemento especificados en los planos de taller.

166

Tabla 5. 3 Costo de maquinado.

Denominación Plano CantidadCosto/Hora

(USD/h)

Costo Total

(USD/h)

Placa - rodamientos 2861: 100.1 1 95 95

Tapa rodamiento 2861: 100.2 4 25 100

Soporte – Rodamiento Bolas 2 2861: 100.3 2 55 110

Placa fija 2861: 100.4 1 500 500

Tuerca fija 2861: 100.5 10 7 70

Apoyo para gancho de la cadena 2861: 100.6 2 18 36

Placa piso 2861: 100.7 1 40 40

Eje piñón 2861: 100.8 1 104 104

Eje conector motor de giro 2861: 100.9 1 70 70

Soporte – Rodamiento Bolas 1 2861: 100.10 1 167 167

Placa lateral 2861: 100.11 2 45 90

Placa – rodamientos - engranaje 2861: 100.12 1 131 131

Perfil L 2861: 100.13 8 8 64

Resorte 2861: 100.14 20 50 1000

Guía – resorte 2861: 100.15 20 15 300

Placa 2861: 100.16 2 360 720

Soporte – rodamiento cónico 2861: 100.17 2 640 1280

Bocín 1 2861: 100.18 2 50 100

Acople superior 2861: 100.19 1 1133 1133

Acople del vástago perforador 2861: 100.20 1 140 140

Acople inferior 2861: 100.21 1 510 510

Vástago 2861: 100.22 10 12 120

Pasador 2861: 100.23 10 1,7 17

Tuerca móvil 2861: 100.24 10 8 80

Brida horizontal con agujeros 2861: 100.25 1 23 23

Guía tope 1 - resorte 2861: 100.26 10 28 280

Brida vertical 2861: 100.27 2 21 42

Guía tope 2 - resorte 2861: 100.28 10 16 160

Bocín 2861: 100.29 1 18 18

…

167

Tabla 5. 3 Costo de maquinado. (continuación)

Denominación Plano CantidadCosto/Hora

(USD/h)

Costo Total

(USD/h)

Rueda 2861: 100.30 2 193 386

Eje excéntrico 2861: 100.31 2 200 400

Bocín 2 2861: 100.32 1 20 20

Chaveta 2861: 100.33 3 10 30

Lengüeta 2861: 100.34 2 10 20

Brida circular 2861: 100.35 4 40 160

Brida horizontal sin agujeros 2861: 100.36 1 15 15

Acople neplo aire 2861: 100.37 1 30 30

Tubo Cilíndrico 2861: 101.1 2 20 40

Placa 1 2861: 101.2 1 9 9

Placa 2 2861: 101.3 2 2,5 5

Placa 3 2861: 101.4 1 9 9

Placa 6 2861: 102.1 1 10 10

Placa 7 2861: 102.2 1 16 16

Placa 4 2861: 103.1 1 2 2

Placa 8 2861: 104.1 1 12 12

Placa 9 2861: 104.2 1 14 14

Placa 5 2861: 105.1 2 2,5 5

Perfil – Placa 5 2861: 105.2 4 4 16

Guía barreno 2861: 106.1 2 40 80

Bocín – barreno 2861: 106.2 2 35 70

Pasador cilíndrico 2861: 106.3 2 1,5 3

Base – soporta barreno 2861: 106.4 1 140 140

Subtotal 8992

IVA 1079,04

Total 10071,04

Fuente: Mecánica en general (David Claudio, RUC: 17217739330001)


168

5.1.4 COSTO DE MONTAJE

Relacionados con la mano de obra necesaria para el armado y ensamblado de cada

una de las partes y el equipo necesario en el proceso. Para el montaje se considera

4 personas en un periodo de 4 días a un costo de 30 USD diarios/trabajador

resultando un costo total de 480 USD.

5.1.5 COSTO DIRECTO TOTAL

En la Tabla 5. 4 se indica la cantidad total del costo directo. Hay que tener en cuenta

que el costo de materia prima es referencial ya que este rubro está considerado en el

costo de maquinado y mano de obra.

Tabla 5. 4 Costo directo total.

RUBRO VALOR (USD)

Costo Materia Prima (Referencial) 5345,22

Costo Elementos Normalizados 3423,07

Costo Maquinado y Mano de Obra 10071,04

Costo de Montaje 480

SUBTOTAL (S1) 19319,33

Fuente: Propia


5.2 COSTOS INDIRECTOS

5.2.1 COSTO DE MATERIAL

Los costos de materiales indirectos se indican en la Tabla 5. 5.

169

Tabla 5. 5 Costo de materiales indirectos.

Material CantidadValor Unitario

(USD)

Valor Total

(USD)

Electrodo E6011 – 1/8” (kg) 5 4,10 20,5

Lija para hierro 10 0,60 6,00

Pintura anticorrosiva (Gal) 3 22,50 67,5

Thiñer (l) 2 1,75 3,50

Guaype 20 0,35 7,00

Varios ---- 20,00 20,00

Subtotal 124,5

Fuente: ELECTROCOMERCIAL, UNIFER.


5.2.2 COSTO DE INGENIERÍA

Tiempo dedicado al diseño de la máquina. Constituye el valor económico del

ingeniero para diseñar, seleccionar y simular los elementos de la máquina.

El tiempo necesario es de aproximadamente 240 USD, por lo tanto el costo por

diseño es 480 USD.

5.2.3 IMPREVISTOS

Se relacionan principalmente con los costos de movilización de las personas y

transporte de materiales. Se estima estos costos aproximadamente en 100 USD.

170

5.2.4 COSTO INDIRECTO TOTAL

En la Tabla 5. 6 se indica la cantidad total del costo indirecto.

Tabla 5. 6 Costo indirecto total.

RUBRO VALOR (USD)

Materiales Indirectos 124,5

Costo de Ingeniería 480

Gastos Imprevistos 100

SUBTOTAL (S2) 704,50

Fuente: Propia


5.3 COSTO TOTAL DEL MARTILLO

Resulta de la suma de los costos directos con los costos indirectos, estos valores se

indican en la Tabla 5. 7.

Tabla 5. 7 Costo total del martillo.

RUBRO VALOR (USD)

Costos Directos 19319,33

Costos Indirectos 704,50

Total (S1+S2) 20023,83

Fuente: Propia


171

5.4 COSTO TOTAL DE PERFORACIÓN PARA DAR SERVICIO

Se determina los ingresos y egresos para poner en marcha la empresa encargada de

prestar el servicio de perforación de huecos de 12 metros de profundidad.

Los resultados son proyectados para 5 años, tomando en consideración al año de

inversión el 2012 y los siguientes años los productivos hasta el año 2017.

La proyección para la etapa de producción se basa en la tasa de inflación, por tanto

se recolecta datos estadísticos de la inflación, se grafica dichos datos y se realiza

una regresión lineal de tal manera que se obtenga una ecuación para proyectar la

inflación y los costos para los siguientes 5 años.

Los datos estadísticos de la inflación registrados en el banco central son:

Figura 5. 1 Inflación – últimos dos años

(Banco Central del Ecuador, 2012)

172

Para obtener la ecuación que permita proyectar los datos presentados en la Figura 5.

1, se tabula y grafica los datos de modo de obtener la ecuación realizando una

regresión lineal con la ayuda de EXCEL.

En la Figura 5. 2 se presenta la ecuación y gráfica de los datos de la inflación en los

últimos dos años.

Figura 5. 2 Curva de la inflación y curva de la progresión lineal.

(Banco Central del Ecuador, 2012)


Con ayuda de la ecuación se proyecta los datos registrados de la inflación, se

presentan los mismos hasta el año 5 (2017).

Para establecer la vialidad del proyecto los salarios están sujetos a una política

salarial con un incremento anual del 1.5% de acuerdo a la producción neta, mientras

que para las materias primas e insumos se utiliza los índices de inflación

mencionados en la Tabla 5. 8 para el incremento anual.

y = 0,121x + 2,8619

0

1

2

3

4

5

6

7

0 5 10 15 20 25 30

PORCEN

TAJE

DEINFLACIÓN

MESES

INFLACIÓN

Curva real

Lineal (Curva real)

173

Tabla 5. 8 Inflación proyectada para los cinco años de producción estimada.

Periodo Año Inflación (%)

Año 0 2012 6,61

Año 1 2013 8,06

Año 2 2014 9,52

Año 3 2015 10,97

Año 4 2016 12,42

Año 5 2017 13,87

Fuente: (Banco Central del Ecuador, 2012)


5.4.1 COSTOS DIRECTOS

5.4.1.1 Materia Prima y materiales directos

Se considera que el equipo de seguridad para cada trabajador en campo cambia

semestralmente y que la broca se cambia 40 veces anualmente. Por tanto los costos

correspondientes a estos rubros se presentan en la Tabla 5. 9

Tabla 5. 9 Materias primas y materiales.

Cantidad Denominación Valor Unitario (USD) Valor Total (USD)

6 Casco industrial 4,99 29,94

6 Orejeras antiruido 3,94 23,64

6 Gafas de protección 3 18

6 Mascarilla 14 84

6 Overol 18 108

6 Chaleco reflectivo 22 132

6 Guantes industriales 4,99 29,94

…

174

Tabla 5. 9 Materias primas y materiales. (continuación)


40 Broca 295,93 11837,2

6 Botas industriales 22 132

1 Estimación de repuestos 500 500

Subtotal 12894,72

IVA 1547,37

Total 14442,09

Fuente: (La Llave, 2011) y (Mercado Libre, 2012)


5.4.1.2 Mano de obra directa

El número de trabajadores y cargo a desempeñar se detallan en la Tabla 5. 10

Tabla 5. 10 Mano de obra directa.

Cantidad Denominación Salario Mensual (USD) Salario Total (USD)

1 Perforista 433 5196

1 Ayudante de producción 382 4584

1 Supervisor de campo 467 5604

Total 15384

Fuente: Tablas sectoriales 2012 (ANEXO G)


5.4.1.3 Cargas Sociales

Para la mano de obras expuesta en la Tabla 5. 10 se determinan los beneficios de

ley a los que tienen derecho, estas cargas se presentan en la Tabla 5. 11

175

Tabla 5. 11 Cargas sociales de mano de obra directa.

No.

TrabajadoresTrabajador

10mo

Tercero

10mo

Cuarto

Afiliación IESS

(Anual)

Fondo de

ReservaVacaciones

Costo Total

Anual (USD)

1 Perforista 292 433 579,354 433 216,5 1953,854

2

Ayudante

de

producción

292 382 1022,232 382 191 2269,232

1 Supervisor 292 467 624,846 467 233,5 2084,346

Total 6307,432

Fuente: Propia


Los costos directos proyectados se muestran en la Tabla 5. 12

Tabla 5. 12 Costos directos proyectados para 5 años.

Periodo

Costos Directos Año 1 Año 2 Año 3 Año 4 Año 5

Materias primas y materiales 14442,09 15816,53 17551,42 19731,47 22468,80

Mano de obra 15384,00 15614,76 15848,98 16086,72 16328,02

Cargas sociales 6307,43 6402,04 6498,07 6595,55 6694,48

Fuente: Propia


5.4.2 COSTOS DE FABRICACIÓN

5.4.2.1 Combustible y lubricantes

Para combustibles se toma en cuenta el consumo de 9 galones por 8 horas diarias

de operación del generador y el compresor 100 galones por 8 horas diarias de

176

operación. Además la necesidad de contar con lubricantes, filtros y grasa para el

correcto mantenimiento del martillo y equipo auxiliar mostrado en la Tabla 5. 13.

Tabla 5. 13 Combustibles y lubricantes.


2160 Combustible generador 1 2160

120 Aceites y filtros 28 3360

24000 Combustible compresor 1 24000

24 Grasa 5,1 122,4

Subtotal 29642,4

IVA 3557,088

Total 33199,488

Fuente: (Bohman, 2011), (Mercado Libre, 2012), Catálogos de generador y compresor.


5.4.2.2 Útiles de oficina

En la Tabla 5. 14 se muestra un estimado de papelería en general.

Tabla 5. 14 Útiles de oficina.


1 Papelería 90 90

Subtotal 90

IVA 10,8

Total 100,8

Fuente: Dilipa


177

5.4.2.3 Útiles de aseo

En la Tabla 5. 15 se muestra un estimado de útiles de aseo en general.

Tabla 5. 15 Útiles de aseo.


1 Útiles de aseo 90 90

Subtotal 90

IVA 10,8

Total 100,8

Fuente: Mercado Libre


5.4.2.4 Mano de obra indirecta


Tabla 5. 16 Mano de obra indirecta.


1 Guardia de seguridad 292,29 3507,48

1 Servicio de limpieza 293,46 3521,52

Total 7029



5.4.2.5 Cargas sociales

Para los trabajadores expuestos en la Tabla 5. 16 se determinan los beneficios de ley

a los que tienen derecho, estas cargas se presentan en la Tabla 5. 17

178

Tabla 5. 17 Cargas sociales mano de obra indirecta.

No.


10mo

Tercero

10mo

Cuarto

Afiliación IESS

(Anual)

Fondo de

ReservaVacaciones

Costo Total

Anual (USD)

1Guardia de

seguridad 292,00 292,29 391,08 292,29 146,15 1413,81

1Servicio de

limpieza 292,00 293,46 392,65 293,46 146,73 1418,30

Total 2832,11

Fuente: Propia


5.4.2.6 Seguro

Se dispone de un seguro general estimado según la Tabla 5. 18

Tabla 5. 18 Seguros.


1 Seguros 200 200

Total 200

Fuente: Propia


Los gastos de fabricación proyectados se muestran en la Tabla 5. 19

179

Tabla 5. 19 Costos de fabricación proyectados para 5 años.

Periodo

Costos de fabricación Año 1 Año 2 Año 3 Año 4 Año 5

Combustibles y lubricantes 33199,49 36359,05 40347,24 45358,73 51651,30

Útiles de oficina 100,80 110,39 122,50 137,72 156,82

Útiles de aseo 100,80 110,39 122,50 137,72 156,82

Mano de obra indirecta 7029,00 7134,44 7241,45 7350,07 7460,32

Cargas sociales 2832,11 2874,59 2917,71 2961,47 3005,90

Seguros 200,00 219,03 243,06 273,25 311,16

Fuente: Propia


5.4.3 COSTOS DE ADMINISTRACIÓN

5.4.3.1 Sueldos y salarios (ejecutivos, personal auxiliar)


Tabla 5. 20 Sueldos y salarios.


1 Secretaria 292,87 3514,44

1 Gerente 372,72 4472,64

Total 7987,08



180


Para los trabajadores expuestos en la Tabla 5. 20 determinan los beneficios de ley a

los que tienen derecho, estas cargas se presentan en la Tabla 5. 21

Tabla 5. 21 Cargas sociales para ejecutivos y personal auxiliar.

No.


10mo

Tercero

10mo

Cuarto

Afiliación IESS

(Anual)

Fondo de

ReservaVacaciones

Costo Total

Anual (USD)

1 Secretaria 292,00 292,87 391,86 292,87 146,44 1416,04

1 Gerente 292,00 372,72 498,70 372,72 186,36 1722,50

Total 3138,53

Fuente: Propia


5.4.3.3 Útiles de oficina

En la Tabla 5. 22 se muestra un estimado de papelería en general.

Tabla 5. 22 Útiles de oficina.


1 Papelería 90 90

Subtotal 90

IVA 10,8

Total 100,8

Fuente: Dilipa


181

5.4.3.4 Alquileres

En lo que corresponde a los alquileres responde particularmente donde se ubica la

oficina central mostrado en la Tabla 5. 23

Tabla 5. 23 Alquileres.


1 Oficina y Garaje 400 400

Total 400

Fuente: Propia


Los gastos de administración proyectados se muestran en la Tabla 5. 24

Tabla 5. 24 Costos de administración proyectados para 5 años.

Periodo

Costos de administración Año 1 Año 2 Año 3 Año 4 Año 5

Sueldos y salarios 7987,08 8106,89 8228,49 8351,92 8477,20

Cargas sociales 3138,53 3185,61 3233,40 3281,90 3331,13


Alquileres 400,00 438,07 486,12 546,50 622,31

Fuente: Propia


182

5.4.4 COSTOS DE VENTAS

5.4.4.1 Sueldos y salarios (ejecutivos de ventas)


Tabla 5. 25 Sueldos y salarios para ejecutivos de ventas.


1 Vendedor 293,17 3518,04

Total 3518,04




Para los trabajadores expuestos en la Tabla 5. 25 se determinan los beneficios de ley

a los que tienen derecho, estas cargas se presentan en la Tabla 5. 26.

Tabla 5. 26 Cargas sociales para ejecutivos de ventas.

No.


10mo

Tercero

10mo

Cuarto

Afiliación IESS

(Anual)

Fondo de

ReservaVacaciones

Costo Total

Anual (USD)

1 Vendedor 292,00 293,17 392,26 293,17 146,59 1417,19

Total 1417,19

Fuente: Propia


183

5.4.4.3 Otros gastos de ventas

Para este rubro es todo lo referente a los viáticos necesarios para el vendedor, este

costo estimado se muestra en la Tabla 5. 27

Tabla 5. 27 Otros gastos de ventas.


1 Viáticos 50 600

Total 600

Fuente: Propia


Los gastos de ventas proyectados se muestran en la Tabla 5. 28

Tabla 5. 28 Gastos de ventas proyectados para 5 años.

Periodo


Sueldos y salarios 7987,08 8106,89 8228,49 8351,92 8477,20

Cargas sociales 3138,53 3185,61 3233,40 3281,90 3331,13


Alquileres 400,00 438,07 486,12 546,50 622,31

Fuente: Propia


184

5.4.5 COSTOS FINANCIEROS

5.4.5.1 Cuenta

Para este rubro se toma los gastos realizados por la creación de una cuenta

corriente, este costo solo se da en el primer año, para los demás se toma en cuenta

el costo de mantenimiento de la cuenta.

Adicional a esto se debe tener en cuenta que se realiza un préstamo de 15000 USD

a tres años y al interés de 15,18%.

Los gastos respecto a la cuenta se muestra en la Tabla 5. 29

Tabla 5. 29 Cuenta.


1 Creación de cuenta 2000 2000

12 Mantenimiento mensual 1,66 19,92

1 Pago préstamo 6589,27 6589,27

Total 8609,19

Fuente: Banco del Pichincha


Los gastos financieros proyectados se muestran en la Tabla 5. 30

Tabla 5. 30 Gastos financieros proyectados para 5 años.

Periodo


Cuenta 8609,19 7238,18 8032,13 22,39 25,50

Fuente: Propia


18

5

En

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5.

31

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18

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189

5.4.8 INVERSIONES

En el cuadro de inversiones mostrado en la Tabla 5. 34 consta inversiones fijas por la

inexistencia de inversiones corrientes debido a la reciente aparición en el mercado,

estas se presentan en el año cero.

En el año 5 además de recuperar la inversión se obtiene ganancia por parte de la

utilidad neta.

Tabla 5. 34 Cuadro de inversiones.

CATEGORÍA DE INVERSIÓN / AÑOS 0 1 2 3 4 5

A INVERSIONES FIJAS

1 MAQUINARIA Y EQUIPOS DE PLANTA 30824 0 0 0 0 0

2 EQUIPO DE PLANTA AUXILIAR Y SERVICIOS 14350 0 0 0 0 0

3 IMPREVISTOS 5000 0 0 0 0 0

TOTAL INVERSIÓN FIJA 50174

Fuente: Mercado libre, Mecánica Claudio.


5.4.9 FINANCIAMIENTO

Para complementar las fuentes internas, el proyecto se financia mediante préstamo

de 15 000 USD al Banco del Pichincha este se cancela en su totalidad dentro de 3

años con una tasa de interés de 15,18% que se utiliza además en la evaluación

financiera.

5.4.10 USO DE FONDOS

La fuente de financiamiento externo sirve específicamente para la construcción y

montaje del martillo. Al contar con el camión, la fuente eléctrica y el compresor la

fuente interna se utiliza en el capital de trabajo y parte de las inversiones fijas.

190

5.4.11 PUNTO DE EQUILIBRIO

Y$ = Q C P (5. 1)

Y% = CF + c C Q! (5. 2)

Dónde

• CF = Costo fijo total

• c = Costo variable unitario.

Para determinar el volumen físico de producción en el punto de equilibrio, se tiene

que los ingresos son iguales a los costos, es decir:

Y& = Y'

Q( C P = CF + Q) C c (5. 3)

Despejando la ecuación (5. 3)

*+ =CF

P " c

(5. 4)

Para calcular el ingreso en el punto de equilibrio se remplaza Q, en (5. 1) obtenido


-. =CF

P " cC P (5. 5)

Desarrollando la ecuación (5. 5)

/0 =CF

1" cP1

(5. 6)

Por tanto el punto de equilibrio es:

23 =Y4

CF

(5. 7)

191

Para determinar el punto de equilibrio es necesario separar los costos variables y

fijos en el primer año detallado en la Tabla 5. 35.

Tabla 5. 35 Costos fijos y variables.

GastosCostos

Fijos

Costos

Variables

Directos

Materias primas y

materiales0 14442,09

Mano de obra 15384,00 0

Cargas sociales 6307,43 0

Fabricación

Combustibles y lubricantes 0 33199,49

Útiles de oficina 0 100,80

Útiles de aseo 0 100,80

Mano de obra indirecta 7029,00 0


Seguros 200,00 0

Administración

Sueldos y salarios 7987,08 0


Útiles de oficina 0 100,80

Alquileres 400,00 0

Ventas

Sueldos y salarios 3518,04 0


Otros 600,00 0

Financieros

Cuenta 8609,19 0

Total 57422,58 47943,97

Fuente: Propia


192

Los resultados del punto de equilibrio se muestran en la Tabla 5. 36.

Tabla 5. 36 Punto de equilibrio.

Variable Símbolo Fórmula Dato Resultado Unidad

Costo variable CV 47943,97 USD/año

Cantidad perforada (90%) QN56789: C prof C 20!días C

12!meses 77760 m/año

Costo variable unitario cCV

Q0,62 USD/m

Precio de venta P 1,5 USD/m

Costo fijo CF 57422,58 USD/año

Ingreso Punto Equilibrio Ye F/(1" c P( ) 97498,64 USD/año

Cantidad perforada Punto

Equilibrio

QeY; P( 64999,09 m/año

Producción mínima Q 83,6 %

Fuente: Propia


Como se aprecia el punto de equilibrio Q<, representa el 83,6 % de la capacidad de

producción. En Tabla 5. 37 y Figura 5. 3 se muestra los datos iniciales y la gráfica

respectiva.

Tabla 5. 37 Datos iniciales para determinar gráficamente el punto de equilibrio.

Fuente: Propia


Datos para el gráfico

Q Ventas 0 226 451 570

Datos iniciales USD Ventas 0 4.062 8.125 10.260

Precio Venta 18 Costo Variable 0 1.670 3.340 4.217

Coste Unitario 7,40 Costo Fijo 4.785 4.785 4.785 4.785

Gastos Fijos Mes 4.785,21 Costo Total 4.785 6.455 8.125 9.003

Pto. Equilibrio 451 Q de Equilibrio Beneficio -4.785 -2.393 0 1.257

$ Ventas Equilibrio 8.124,9 $ de Equilibrio Para alcanzar el punto de equilibrio se debe perforar 451 huecos al mes

193

Figura 5. 3 Punto de equilibrio.

Fuente: Propia


5.4.12 EVALUACIÓN FINANCIERA

5.4.12.1 Corriente de liquidez (CL)

La corriente de liquidez se obtiene a partir de la Tabla 5. 33, correspondiente al

estado proforma de pérdidas y ganancias

Tabla 5. 38 Corriente de liquidez.

Año 1 Año 2 Año 3 Año 4 Año 5 C.L. (USD)

UTILIDAD NETA 6228,58 14061,39 22483,07 33211,99 41222,99 117208,02

Fuente: Propia


194

5.4.12.2 Rentabilidad del proyecto (R)

Tabla 5. 39 Rentabilidad.

Año 1 Año 2 Año 3 Año 4 Año 5

12,41 28,03 44,81 66,19 82,16

Fuente: Propia


5.4.12.3 Cronograma de inversiones

Tabla 5. 40 Cronograma de inversiones.

CATEGORÍA DE INVERSIÓN / AÑOS 0 1 2 3 4 5

A INVERSIONES FIJAS

1 MAQUINARIA Y EQUIPOS DE PLANTA 30824 0 0 0 0 0

2 EQUIPO DE PLANTA AUXILIAR Y SERVICIOS 14350 0 0 0 0 0

3 IMPREVISTOS 5000 0 0 0 0 0

TOTAL INVERSIÓN FIJA 50174

Fuente: Propia


5.4.12.4 Depreciación lineal

Tabla 5. 41 Depreciación lineal.

RUBROSVALORINICIAL

VIDAUTIL

VALORRESIDUAL

ALICUOTAANNUAL

Maquinaria:

Maquinaria y equipo de planta (5%) 20024 5 19022,64 200,24Equipo de planta auxiliar y deservicios (5%) 14350 5 13632,5 143,5

Vehículos de reparto (20%) 20000 5 16000 800

TOTAL 48655,14 1143,74

Fuente: Propia


195

5.4.12.5 Valor actual neto (VAN)

Tabla 5. 42 Valor actual neto.

AÑOS INVERSIONES UTILIDAD NETA FLUJO NETO FLUJO N. ACT.0 -50173,83 0 -50173,83 -50173,83

1 0 6228,58 6228,58 5407,692 0 14061,39 14061,39 10599,23

3 0 22483,07 22483,07 14713,784 0 33211,99 33211,99 18870,64

5 0 41222,99 41222,99 20335,47

VALOR RESIDUAL 67034,19

VAN 19752,98

Fuente: Banco del Pichincha


5.4.12.6 Relación beneficio - costo

Tabla 5. 43 Relación beneficio - costo.

Año Egresos Ingresos VAN egresos VAN ingresos1 105366,55 116640,00 91479,90 101267,58

2 109386,72 134837,21 82453,76 101637,88

3 116809,15 157502,49 76444,40 103075,68

4 116953,53 177065,72 66451,54 100606,53

5 127018,12 201629,87 62658,54 99464,82

Total 575534,07 787675,28 379488,14 506052,49

Fuente: Propia


B

C= 1,33

(5. 8)

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197

CAPÍTULO 6

SIMULACIÓN.

6.1 SIMULACIÓN DE LA MÁQUINA

6.1.1 PARTE CENTRAL / ACOPLE DEL VÁSTAGO PERFORADOR

Para la simulación de los elementos críticos del martillo se usa el Software Autodesk

Inventor 2012.

El análisis de tensiones se realiza al acople del vástago perforador con acción de las

cargas críticas, es decir, a las máximas cargas que puede llegar a soportar este

elemento. Como los acoples superior e inferior se dimensionaron a partir del acople

del vástago y de los rodamientos cónicos, se realiza un análisis en conjunto de estos

tres acoples prestando una particular atención al acople del vástago perforador por

ser el más crítico, en el que no se permite falla del elemento.

Poniendo énfasis que este análisis de tensiones es solo para ratificar lo diseñado,

confirmando analíticamente la validez del diseño.

Para determinar la presión en los acoples, existe una carga axial que se transmite del

motor que da movimiento de golpe por acción del eje excéntrico hacia el acople

superior mediante rodamientos de bolas, placa y rodamientos cónicos, por ende esta

carga se transmite proporcionalmente en tres áreas, las que se muestran en la

Figura 6. 1.

198

Figura 6. 1 Áreas donde actúa el golpe.

Fuente: Propia


Las carga considerada para el análisis dinámico del acople del vástago es F= =

196000!N. Las áreas se las obtiene rápidamente con ayuda del mismo software, en la

Tabla 6. 1 se presentan los resultados obtenidos. La carga se distribuye de manera

proporcional al porcentaje de cada una respecto a la total, es decir, se determina la

presión ejercida en el área total y con el porcentaje la presión que le corresponde a

cada área.

Tabla 6. 1 Dimensión y presión ejercida en cada área.

SeccionesÁrea

(>?@)

Representación en

porcentaje (%)

Presión ejercida en

cada área (ABC)

1 15911,578 63,75 5,006

2 5827,458 23,348 1,833

3 3220,132 12,902 1,013

Total 24959,168 100 7,853

Fuente: Propia


199

Se adiciona además la acción del torque que sufren los acoples proporcionado por el

motor que da el movimiento de giro siendo de T = 267032,58!N CmmDefinidas las cargas se coloca las mismas en el ensamble, así como las restricciones

y material. El vástago perforador aparece de manera transparente ya que se excluye

del análisis de tensión por no ser fabricado sino adquirido directo del proveedor. (ver

Figura 6. 2)

Figura 6. 2 Ubicación de cargas, restricciones y material.

Fuente: Propia


Ubicadas las cargas y demás requerimientos se procede a mallar de la manera más

conveniente hasta determinar la solución convergente. (ver Figura 6. 3)

200

Figura 6. 3 Mallado del acople central.

Fuente: Propia


Finalmente se procede a simular el ensamble

Figura 6. 4 Simulación del acople central.

Fuente: Propia


201

Por defecto se muestra los resultados de tensión de Von Mises. En la Tabla 6. 2

proporcionada por el software en la parte inferior de la ventana se muestra resultados

adicionales.

Tabla 6. 2 Resultados obtenidos en la simulación del acople central.

Fuente: Propia


Por facilidad de visibilizar los resultados se presentan en la Tabla 6. 3.

Tabla 6. 3 Tabla paramétrica de los resultados obtenidos en la simulación del acople central.

Restricciones de diseño

Nombre de la

restricción

Tipo de

restricciónLímite

Coeficiente de

seguridad

Valor del

resultadoUnidad

Máx. Tensión

de Von MisesLímite superior 148,55 1 122,507 MPa

Mín.

Coeficiente de

seguridad

Límite inferior 1 1 2,04071 ul

Fuente: Propia


Se observa en la Tabla 6. 2 a un costado del valor del resultado un punto verde, lo

que indica la validez y cumplimiento con los requerimientos de diseño que son:

• Máxima Tensión de Von Mises: 148,55 MPa.

202

• Mínimo coeficiente de seguridad: 1 valor recomendado y utilizado para el

diseño dinámico.

Los requerimientos antes expuestos se obtuvieron el diseño del acople del vástago

perforador, teniendo en cuenta que la tensión de Von Mises se calcula con ayuda de

los esfuerzos principales del diseño dinámico. Cálculo nada complicado y conocido

por cualquier estudiante de ingeniería mecánica mostrado en el capítulo 3.

En la Figura 6. 5 y Figura 6. 6 se muestra solo el acople del vástago, eliminando la

visibilidad de los acoples superior e inferior y se muestran resultados de tensión de

Von Mises y desplazamientos respectivamente.

Figura 6. 5 Tensión de Von Mises en el acople del vástago perforador.

Fuente: Propia


La máxima tensión se da en el estriado y los dientes del acople.

203

Figura 6. 6 Desplazamientos del acople del vástago perforador.

Fuente: Propia


6.1.2 EJE EXCÉNTRICO

Para el análisis del eje excéntrico se sigue la misma metodología, por tanto se

presenta los resultados.

Las cargas ejercidas en el eje excéntrico son:

• Carga ejercida en los rodamientos que están en contacto con la placa:

FDE = FF

G!3488,74!lb = 15508,177!N• Carga ejercida en la rueda

FHIJKLM = 1313,028!lb = 5836,683!N

FNOPQRS = 477,9!lb = 2124,365!N

• Torque ejercido

T = 2363,45!lbf C pulg = 267033,867!N CmmEn la Figura 6. 7 se presenta las cargas ejercidas, el mallado y los elementos

excluidos en la simulación como son: rodamientos, anillos de seguridad, lengüetas.

204

Figura 6. 7 Ubicación de las cargas, restricciones, mallado del eje excéntrico.

Fuente: Propia


Los resultados obtenidos son (ver Figura 6. 8):

Figura 6. 8 Resultados de tensión de Von Mises y desplazamientos.

Fuente: Propia


Los resultados de la tensión de Von Mises se muestran en la Tabla 6. 4

proporcionada por defecto del software en la parte inferior de la ventana se muestra

resultados adicionales.

205

Tabla 6. 4 Resultados obtenidos en la simulación para el eje excéntrico.

Fuente: Propia


Por facilidad de visibilizar estos resultados los presentamos en la Tabla 6. 5:

Tabla 6. 5 Tabla paramétrica de los resultados obtenidos en la simulación del eje excéntrico.

Restricciones de diseño

Nombre de la

restricción

Tipo de

restricciónLímite

Coeficiente de

seguridadValor del resultado Unidad

Máx. Tensión de Von

MisesLímite superior 169,35 1 95,4179 MPa

Mín. Coeficiente de

seguridadLímite inferior 1 1 2,62005 ul

Fuente: Propia


Se observa en la Tabla 6. 4 a un costado del valor del resultado un punto verde, lo

que indica la validez y cumplimiento con los requerimientos de diseño que son:

• Máxima Tensión de Von Mises: 169,35 MPa.

• Mínimo coeficiente de seguridad: 1 valor es el recomendado y utilizado para el

diseño dinámico.

Se considera estos elementos mecánicos en el análisis por tener mayor

funcionamiento, por tanto ser los más críticos. En el ANEXO C se presenta además

el análisis del eje piñón (ver Figura C 4).

206

CAPÍTULO 7

CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES.

7.1 CONCLUSIONES

• Se cumplió con el diseño de un martillo de carga variable con capacidad de

perforación de 12 metros lineales utilizando una broca de 3 pulgadas de

diámetro para uso en minas de producción de material pétreo.

• Con los resultados obtenidos en las pruebas de campo y ensayos de las

diferentes probetas se logra percibir la existencia de diferentes tipos de rocas

y por tanto distinta resistencia mecánica.

• Al evaluar los sistemas de alimentación mediante los criterios ponderados

para cada uno de los movimientos del martillo, la mejor alternativa es utilizar

motores eléctricos que complementados con reductores controlarán los

movimientos aprovechando al máximo la energía.

• Los variadores de frecuencia controlan la velocidad requerida de cada

movimiento de perforación dependiendo del tipo de roca. Además de dar un

arranque progresivo, será el encargado de dar inversión al sentido de

movimiento de giro en caso de atrapamiento de la herramienta.

• Los datos teóricos al diseñar se confrontan con la simulación de la máquina

para confirmar que los resultados obtenidos de uno y de otro son apropiados

satisfaciendo así las necesidades y requerimientos del cliente.

• Se debe utilizar un compresor con capacidad de 800 CFM a 120 psi de

presión definidos con las diferentes secciones anulares entre el hueco

perforado y los accesorios de perforación. De la capacidad de barrido neta

207

600 CFM garantizarán la salida del material hacia la superficie y 200 CFM

serán para compensar pérdidas en el sistema.

• Se obtuvo tablas de Presión vs. Densidad de la roca, Capacidad de barrido vs.

Presión y Presión vs. Profundidad que ofrecen un mejor control de operación

para la máquina.

• Se presenta un manual de mantenimiento y operación idóneo para el

adecuado funcionamiento del martillo.

• Para perforar se necesitan de tres elementos básicos; peso, rpm y torque.

Como se observó en la Tabla 4. 13 la propuesta de este proyecto presenta un

rango de rpm similar a los martillos actuales ya fabricados, en relación al

torque se ve un poco en desventaja con unos y similar a otros modelos; la

poca desventaja que puede presentar el diseño propuesto se ve disminuida

sustancialmente al comparar la elevada potencia requerida de los modelos

para su funcionamiento. El diseño que se propone necesita de potencia

relativamente baja para este tipo de trabajos que repercute directamente en la

disminución del gasto de combustible.

• Se observa en la evaluación financiera del proyecto los distintos indicadores

que afirman la vialidad del proyecto para dar servicio.

208

7.2 RECOMENDACIONES

• Utilizar equipos de protección individual de seguridad para el trabajo en

campo. Durante la operación de la máquina el supervisor y ayudante de

producción deben permanecer a un límite no menor de 5 metros de radio del

punto de perforación.

• Seguir el manual de mantenimiento y operación expuesto en el proyecto así

como los diferentes manuales recibidos de parte de los proveedores en la

adquisición de componentes mecánicos. Para manipulación directa de la

máquina tener en cuenta las advertencias en el campo de seguridad industrial.

• Contar con un control capaz de establecer la densidad de la roca a perforar y

así computar los parámetros de operación como velocidad y flujo de aire

necesarios para la producción.

• Tener en cuenta las tablas de operación para el máximo aprovechamiento de

energía.

209

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211

ANEXOS

212

ANEXO A – MATERIALES UTILIZADOS

213

Figura A 1 Análisis típico y propiedades mecánicas en condición de suministro del acerobonificado AISI 4340.

214

Figura A 2 Curvas para temple, revenido y medidas en stock del AISI 4340.

215

Figura A 3 Análisis típico y propiedades mecánicas en condición de suministro del acerobonificado AISI 4140.

216

Figura A 4 Curvas para temple, revenido y medidas en stock del AISI 4140.

217

Figura A 5 Composición, propiedades y estado de suministro del alambre para resortes UNSN07750.

218

Figura A 6 Composición química y propiedades mecánicas del ASTM A-588M Grado A.

219

Figura A 7 Propiedades mecánicas, físicas y químicas del acero inoxidable 304.

220

ANEXO B – ELEMENTOS MECÁNICOS

221

Figura B 1 Lubricante Red Gold.

222

Figura B 2 Factor de temperatura vs velocidad.

223

Figura B 3 Factor de viscosidad vs viscosidad.

224

Figura B 4 Rodamientos de rodillos cónicos serie 32221-A.

225

Figura B 5 Rodamiento rígido de bolas 4306-B-TVH.

226

Figura B 6 Rodamiento rígido a bolas 4209-B-TVH.

227

Figura B 7 Chaveta medialuna DIN 6888 - ISO 3912.

228

Figura B 8 Pasador DIN 6325 - ISO 8734.

229

Figura B 9 Correas "G".

230

Figura B 10 Canales "U".

231

Figura B 11 Gancho para la cadena.

232

Figura B 12 Tipos de poles para la cadena.

233

Figura B 13 Cadena de material acero inoxidable AISI 304.

234

ANEXO C – SIMULACIÓN

238

Figura C 1 Informe de análisis de tensión del acople del vástago perforador.

243

Figura C 2 Informe de análisis de tensión del acople superior, inferior y acople del vástago

perforador.

248

Figura C 3 Informe de análisis de tensión del eje excéntrico.

252

Figura C 4 Informe de análisis de tensión del eje piñón.

253

ANEXO D – MOTOR REDUCTOR.

254

Figura D 1 Reductores y motorreductores de sinfín.

(Rossi, 2011)

258

ANEXO E – VARIADOR DE FRECUENCIA.

259

Figura E 1Inversor de frecuencia.

(Lenze, 2005)

265

ANEXO F – PLAN DE MANTENIMIENTO.

266

ANEXO G – TABLAS SECTORIALES 2012.

267

Tabla G 1 Comisión sectorial No. 4 Minas, Canteras y Yacimientos.

…

268

Tabla G 1 Comisión sectorial No. 4 Minas, Canteras y Yacimientos. (continuación)

269

Tabla G 2 Comisión sectorial No. 19 Actividades tipo servicios.

…

270

Tabla G 2 Comisión sectorial No. 19 Actividades tipo servicios. (continuación)

…

271

Tabla G 2 Comisión sectorial No. 19 Actividades tipo servicios. (continuación)

272

ANEXO H – HOJAS DE PROCESOS.

273

ANEXO I – PLANOS DE MONTAJE, CONJUNTOY TALLER.

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LISTA DE PIEZASNº ZON DENOMINACIÓN PLANO CANT MATERIA OBSERVACIÓN






Placa-Rodamientos

Perno M6L=20

Sujetos a referencia 66con arandelaDIN 128-A6

F-21 1.2861.001.1 1 A-36

2 E-2 SAE Grado 5 24Acero

Inoxidable304

Sujetos a referencia 5y 27 con arandela

DIN 128-A6

AceroInoxidable

30412SAE Grado 5

Perno M6L=14

E-23

Tapa RodamientoE-24 1.2861.001.2 4 A-36

Soporte -Rodamiento

Bolas 25 E-2 1.2861.001.3 2 A-36

Placa FijaD-26 1.2861.001.4 1ASTM

A-588MGrado A

Base motor de giroD-27 2.2861.002 1 A-36

Motor reductorGiroD-28 1

Soporte motor de giroD-29 3.2861.003 1 A-36

Tuerca fijaD-310 1.2861.001.5 10Acero

Inoxidable304

GanchoD-311 2Acero alCarbono

CastilloD-312 1Acero

Estructural

Apoyo para gancho de lacadena

D-313 1.2861.001.6 2 A-36

Tuerca M24E-314 Parte del gancho2

Sujetos a la referencia33 con arandela

DIN 128-A24 y tuercahexagonal normal M24

Perno M24L=150E-315 SAE Grado 8 2

AceroInoxidable

304

Vástago perforadorG-216 1 Acero Aleado

Placa pisoG-217 1.2861.001.7 1 A-36

T-38

Motor reductor AvanceJ-218 1

Base motor demovimiento

F-519 4.2861.004 1 A-36

Motor reductorMovimientoE-620 1

Eje piñónE-621 1.2861.001.8 1 AISI 4140m=2.54Z=18

Perno M10L=30

E-622 SAE Grado 8 4Acero

Inoxidable304

Sujetos a referencia 20y 23 con arandelaDIN 128-A10 contuerca hexagonal

normal M10

Soporte motor demovimiento

E-623 5.2861.005 1 A-36

Eje conector motor degiroD-724 1.2861.001.9 1 AISI 4140

Perno M10L=30

D-725 SAE Grado 8 4Acero

Inoxidable304

Sujetos a referencia 8y 9 con arandelaDIN 128-A10 contuerca hexagonal

normal M10

Perno M6L=20E-726 SAE Grado 5 4

AceroInoxidable

304


DIN 128-A6 con tuercahexagonal normal M6

Soporte - RodamientoBolas 1

E-727 1.2861.001.10 1 A-36

Placa lateralF-728 1.2861.001.11 2 A-36

Placa - Rodamientos -EngranajeG-629 1.2861.001.12 1 A-36

Perno M6L=14

D-1130 SAE Grado 5 4Acero

Inoxidable304


DIN 128-A6

Perno M6L=20

E-1031 SAE Grado 5 4Acero

Inoxidable304


DIN 128-A6 con tuercahexagonal normal M6

Perno M6L=14

G-1132 SAE Grado 5 24Acero

Inoxidable304

Sujetos a referencia 6,29, 53 y 55 con

arandelaDIN 128-A6

Perfil LC-1433 1.2861.001.13 4Laminado en

caliente

Guía baseD-1434 6.2861.006 2 A-36

Canal "U"D-1435 150x60x5 4Laminado en

caliente

Correas "G"D-1436 80x40x15x3 1 Laminado encaliente

Separar y unir el perfilC (referencia 35) a unadistancia de 1 m una

de otra

Polea para cadena deD-1437 2

AceroInoxidable

304

Rodamientos de bolasH-1438 Serie 4209-B-T-VH 4

ResortesH-1439 1.2861.001.14 20 UNS N07750

Guía-ResorteH-1440 1.2861.001.15 20 A-36

PlacaH-1441 1.2861.001.16 2ASTM

A-588MGrado A

Soporte - RodamientoCónico

H-1442 1.2861.001.17 2 AISI 4340

Bocín 1I-1443 1.2861.001.18 2 Bronce

Perno M12L=35

I-1444 SAE Grado 8 24Acero

Inoxidable304


DIN 128-A12

Rodamiento CónicoI-1445 Serie 32221-A 2

Acople superior delvástago perforadorI-1446 1.2861.001.19 1 AISI 4340

Acople del vástagoperforadorI-1447 1.2861.001.20 1 AISI 4140

Acople inferior delvástago perforadorI-1448 1.2861.001.21 1 AISI 4340

VástagoJ-1449 1.2861.001.22 10 AISI 4140

PasadorJ-1450 1.2861.001.23 10 SAE 8620 DIN 6325

Tuerca móvilJ-1451 1.2861.001.24 10Acero

Inoxidable304

Anillo de seguridadJ-1452 DIN 471 20 AceroPara eje:

=7mm

Brida horizontal conagujerosJ-1353 1.2861.001.25 1 A-36

Guía tope 1 - ResorteJ-1454 1.2861.001.26 10 A-36

Brida verticalJ-1355 1.2861.001.27 2 A-36

Guía tope 2 - ResorteI-1456 1.2861.001.28 10 A-36

Anillo de seguridadH-1357 DIN 471 2 AceroPara eje:=32mm

BocínH-1358 1.2861.001.29 1 Bronce

RuedaH-1359 1.2861.001.30 2 AISI 4140m=2.54Z=36

Eje excéntricoH-1460 1.2861.001.31 2 AISI 4140

Bocín 2H-1461 1.2861.001.32 1 Bronce

ChavetaH-1462 1.2861.001.33 3 SAE 1212 10x8 DIN 6885A

Rodamientos de bolasK-1163 Serie 4306-B-T-VH 4

Anillo de seguridadK-1164 DIN 471 4 AceroPara eje:=45mm

LengüetaK-1065 1.2861.001.34 2 SAE 1212 10x11 DIN 6888

Brida circularH-1366 1.2861.001.35 4 A-36

Brida horizontal sinagujerosH-1367 1.2861.001.36 1 A-36

Soporta barrenoH-268 7.2861.007 1 A-36

Acople neplo aireC-769 1.2861.001.37 1 A-36

Neplo aireC-270 1

CadenaG-371 1Acero

Inoxidable

=38 in

L=25 m

BaquelitaD-1472 1Para energizar los

motores

1.- Armar los subconjuntos presentado en los planos 8.2861.008, 9.2861.009, 10.2861.010, 11.2861.011.2.- Soldar bridas horizontales y verticales como en el plano 1.2861.001.3.- Soldar placas laterales, placa fija, placa - rodamientos y la brida del literal 2.4.- Ensamblar los rodamientos, ruedas, anillos de seguridad al eje excéntrico.5.- Colocar la base motor de giro y soporte - rodamiento bolas 1 a la placa - rodamientos.6.- Insertar el eje excéntrico, vástagos con sus respectivas tuercas fijas, guías de resorte, resortes y placa. Las guías deresorte tendrán puntos de soldaduras con sus respectivas placas.7.- Colocar los bocines 1 y 2, soporte - rodamiento cónico, acople superior, acople, vástago perforador, acople inferior. Losrodamientos cónicos se ensambla previamente en sus respectivos acoples.8.- Colocar la segunda placa con soporte - rodamiento cónico y bocín 1, guía tope 2 - R. con puntos de soldadura ala placa, resortes, guía tope 1 - R. para finalmente cerrar la parte central utilizando las tuercas móviles con susrespectivos pasadores y anillos de seguridad.9.- Soldar la placa piso.10.- Armar la placa - rodamiento - engrane, base y soporte del motor reductor de movimiento, bocín y soporte -rodamiento bolas 2.11.- Cerrar la carcasa colocando el eje piñón y el ensamble del punto 10. Colocar las tapas rodamientos.12.- Colocar el motor reductor de giro, eje conector y soporte motor de giro.13.- Colocar las guías base a la viga base (referencia 12).14.- Unir el martillo a la guía base con sus respectivos pernos.

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