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• Randy Montañez

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Perforación Trepanos de segregación -Clasificación: A. Según el método de segregación de la roca B. Según su uso  Tajo continuo: perforan roca en un plano o escalones-profundiza el pozo  Tajo anular: perforan roca por la periferie del fondo-profundiza el pozo  De uso especial: ensanchamiento, enderezado. C. Según construcción  Paletas  Rodillos  De diamantes  De aleaciones duras Trepanos de Perforación El trepano esta destinado para desagregar la roca durante la perforación Clasificación: A. Según el principio de desagregación de la roca a. Trépanos de Acción cortante y hendidura, para perforar rocas viscosas y plásticas de poca dureza y poca abrasividad. b. Trépanos de Acción Trituradora y Hendedura, para perforar rocas no abrasivas y abrasivas de dureza media, dura, tenaces y muy tenaces. c. Trépanos de Acción Cortante y Abrasiva, para la perforación de rocas de dureza media. B. Según su Uso a. Para perforación con tajo continuo, que perfora la roca en un plano o escalones. b. Para la perforación con tajo anular, que perforan la roca por la periferie del fondo. c. De uso especial. C. Según su construcción a. De Paletas b. De rodillos c. De diamantes d. De aleaciones duras Trépanos de perforación con tajo continuo, se usan trépanos de: 2 Paletas 3 Paletas En la parte superior tiene un manguito con rosca para uniones destinadas para el empalme con el varillaje o el motor de fondo. La parte superior, 2 o 3 paletas dispuestas bajo un ángulo de 180° y de 120° respectivamente. Los trépanos de paletas pertenecen al tipo de trépanos de acción cortante y hendedura poque bajo la influencia de la carga de sus paletas se introducen en la roca haciéndola bajo la influencia del momento torsional. Para elevar su resistencia al desgaste sus paletas se refuerzan con aleaciones duras. Tienen orificios lavadores especiales a través el líquido de lavado del varillaje se dirige hacia el fondo del agujero. Los orificios están dispuestos de tal manera que los chorros del líquido que salen de ellos desviándose hacia delante de los planos de las paletas, chocan contra el fondo del agujero a la distancia de 2/3 del radio de trepano. Para desagregar con eficacia la roca y evacuarla al fondo es conveniente tener una velocidad de salida del líquido de los orificios lavadores no inferior a 80-120 m/s Trépanos de rodillos Existen trépanos de 1, 2, 3, 4 y 6 rodillos. Los más difundidos son los de 3 rodillos (triconos) Triconos Para la perforación con tajo continuo se fabrican fundamentalmente triconos hidromonitoras de secciones, los cuales están formadas por: Las secciones Los gorrones Los rodamientos

-

Los rodillos cónicos previstos de elementos cortantes dentados para desagregar la roca La rosca exterior para su unión Orificios para el paso del líquido lavador

Formas de los rodillos y su disposición Los triconos se fabrican con rodillos: Moconicos Biconicos Triconicos Tetraconicos Cuando el trepano gira (en sentido del reloj) los rodillos, rodando por el fondo en sentido contrario, realizan un movimiento giratorio complejo, como resultado de sus elementos cortantes golpean la roca triturándola y hendiéndola. -Se emplean 2 esquemas de disposición de los rodillos en el perno 1. Con el cruce de los ejes de los rodillos y el trépano en un punto

2.

Con el desplazamiento de los ejes de los rodillos en la dirección de rotación del trepano paralelamente a la posición en la cual dichos ejes se cruzan con el eje del trepano en un punto.

Trépanos de rodillos que desagregan la roca solamente por trituración Supongamos que el rodillo tiene la forma de un cono liso cuyo eje y generatrices se cruzan con el eje del trepano en un punto O. Tenemos desde ese punto el vector de velocidad angular de rotación del rodillo (Wrod) en torno al eje OB. El vector de velocidad angular de rotación del trepano (Wtr) en torno al eje OA La suma geométrica de esos vectores es el vector de velocidad angular absoluta de rotación del rodillo (Wrod a) en torno al eje instantáneo desplazable (MN) El eje MN en este caso coincide con la generatriz del rodillo por la cual el mismo toca el plano del fondo de la perforación. De este modo, las superficies cónicas de los rodillos en movimiento que tienen las cúspides en el punto inmóvil O, son el lugar geométrico de los ejes instantáneos y por eso los rodillos del trépano ruedan por el fondo de desplazamiento con el eje del trépano en un punto. Trépanos de rodillos que desagregan la roca por trituración y hendimiento -

Cuando el rodillo tiene la forma de un cono liso cuyo eje se cruza con el eje del trépano en un punto O y las generatrices se cruzan fuera (o antes) del eje del trépano, el eje instantáneo MN pasa a través de los O y O1. El O1 se encuentra en la generatriz del cono del rodillo y en el momento de su contacto con el fondo permanece inmóvil. Todos los otros puntos dispuestos en la generatriz del rodillo describen arcos de circunferencias cuyos radios son iguales a la distancia de esos puntos hasta el eje instantáneo. Como resultado, todos los puntos situados a la izquierda y a la derecha del punto O1 se deslizan por el fondo de la perforación.

Coeficiente de deslizamiento -

Los rodillos verdaderos no son lisos, en su superficie y sus elementos cortantes.

-

Cuando los elementos cortantes de los rodillos se deslizan por el fondo, encuentran resistencia lateral por parte de la roca. Si el esfuerzo circular aplicado sobre los elementos cortantes es suficiente para superar la resistencia de la roca, tendría lugar al hendimiento de la roca. Cuanto mayor es el deslizamiento tanto más fuerte es también la acción hendedora del trépano. La intensidad del deslizamiento de los elementos cortantes de los rodillos se aprecia por el coeficiente de deslizamiento ∑ areas que describen rodillos al deslizarse por el fondo durante 1 rev de trépano 𝑪𝒐𝒆𝒇. 𝒅𝒆 𝒅𝒆𝒔𝒍𝒊𝒛𝒂𝒎𝒊𝒆𝒏𝒕𝒐 = Área de la Perforación Coeficiente de deslizamiento = 0  TRITURACIÓN En los últimos casos oscila entre 0.01 y 0.15  TRITURACIÓN Y HENDIMIENTO Coeficiente de recubrimiento -

El trépano toca el fondo de la perforación con los dientes de todos los rodillos. El coeficiente que resulta al dividir la suma de las longitudes de los dientes que tocan simultáneamente el fondo, por el radio del trépano se llama coeficiente de recubrimiento. C.R. = 0.7 y 1.2 Trépanos de rodillos multicónicos con los ejes desplazados  aplicar menos carga sobre el trépano. C.R = 1.5-1.9 Trépanos de rodillos monocónicos sin desplazamiento de los ejes  Aplicar mayor carga sobre el trépano.

Vibraciones del trépano El fondo tiene una superficie desigual con un N° de baches equivalente al N° de rodillos. Durante una revolución del trépano de tricono alrededor de su eje, el mismo baja 3 veces a los baches del fondo y 3 veces asciende de allí a los correspondientes montículos. Como resultado, surgen del trépano y del varillaje acoplado a él. Además de las vibraciones de baja frecuencia, durante el trabajo de los trépanos de rodillos surge también vibraciones de alta frecuencia, determinadas por el rodamiento de los rodillos. La corona del rodillo, al rodar por el fondo puede apoyarse en la roca con uno o con dos dientes contiguos. En el momento en que se apoya con dos dientes, el centro de gravedad del trépano ocupa la posición más baja. En el momento siguiente cuando esa misma corona se apoya en el fondo con un solo diente, el centro de gravedad ocupa la posición más alta. La amplitud de desplazamiento del centro de gravedad depende del paso de los dientes, propiedades de la roca y otros factores (empuje). Configuración del fondo de la perforación -

La mayoría de los trépanos tienen rodillos multicónicos y el ángulo ϕ de inclinación de los ejes de los rodillos hacia el eje del trépano y los ángulos 2β1, 2β2, 2β3 en las cúspides de los conos de los rodillos, se eligen de tal modo que se forma un fondo: Convexo en la parte central Cóncavo cerca de la perfieria El grado de convexidad y concavidad del fondo se aprecia por los valores dados de los ángulos α1, α2 y α3 Varillaje Uso y elementos del varillaje

Está destinado para los siguientes fines: 1. Transmisión de rotación del rotor al trépano 2. Recepción del momento reactivo del motor de fondo 3. Conducción del líquido lavador a la turboperforadora, al trépano y al fondo del pozo durante todos los métodos de perforación 4. Montaje de algunas secciones del conductor de corriente al perforar con electrosonda. 5. Creación de carga sobre el trépano 6. Subida y bajada del trépano, la turboperforadora, la electrosonda.

7.

Efecución de labores auxiliares Rectificación Ensanchamiento Lavado Ensayo de capas Comprobación de profundidad El varillaje consta de los siguientes elementos: 1. Cabeza giratoria de inyección 2. Adaptador 3. Adaptador 4. Barra motriz (rotación al motor) 5. Adaptador Inferior 6. Adaptador de protección 7. Manguito 8. Varilla de sondeo (tubos delgados) 9. Niple 10. Manguito de conexión 11. Adaptador 12. Varilla pesada 13. Varilla pesada 14. Adaptador Características de construcción de los elementos de varillaje Tipos de varillas de acero Con los extremos recalcados Con los extremos recalcados y con anillos bloqueadores Con los extremos de conexión soldados Varillas de aleaciones a base de aluminio con los extremos recalcados Varillas de sonde con los extremos recalcados: Se fabrican sin costura. a. Con los extremos recalcados hacia adentro b. Con los extremos recalcados hacia fuera Se fabrican de: a. 6.8 m long. { ϕext. de 60 – 102 mm b. 11.5m long.{ ϕext de 114 – 168 mm Varilla recalcada hacia dentro: Ventajas: igual Resistencia en cualquier sección de la varilla Desventajas: Reducción indeseable del ϕ interior Eleva las pérdidas hidráulicas Empeora las condiciones de explotación de las bombas, trépanos, turbo perforadoras. Al perforar con electrosonda, el cable conductor de corriente que se instala dentro del varillaje reduce aún mas la sección de paso. Por lo tanto no se usan en electrosondas. Varilla recalcada hacia fuera: Se utilizan solamente al perforar con electrosonda. Bajada y subida del tren de varillas: -

No es necesario enroscar y desenroscar todas las varillas que hay en el tren. Se enroscan y desenroscan varias varillas a la vez. La longitud del tramo depende de la altura de la torre. La altura más común de la torre es aproximadamente entre 41 – 42m. Esta altura permite tramos de aproximadamente 25 m de longitud.

Varillas de sondeo pesada:

-

Se usan para aumentar la rigidez de la parte inferior del varillaje sobre el trépano. Son varillas de paredes gruesas.

Barras de sondeo motrices: Está conformada: Por la barra cuadrada de paredes gruesas Un adaptador superior para el empalme con la cabeza giratoria de inyección Un adaptador inferior Tensiones en el Varillaje Tracción (en la boca del pozo) = Ttrac

𝑇𝑡𝑟𝑎𝑐 =

(𝑞𝑝𝑒𝑠 . 𝐿𝑝𝑒𝑠 + 𝑞1 𝐿1 + 𝑄𝑡𝑟 )𝑔 + 2 2 𝜋(𝑑𝑒𝑥𝑡 − 𝑑𝑖𝑛𝑡 ) 4

2 𝜋𝑑𝑖𝑛𝑡 𝑃 4 𝑣𝑎𝑟 … (1)

Lpes = Long. De las varillas pesadas [m] L1 = Long de las varillas de sondeo [m] qpes = Masa de 1m de varillas pesadas [kg/m] q1 = Masa de 1m de varillas de sondeo [kg/m] Qtr = Masa del trépano [kg] (trépano y motor de fondo) g = aceleración de la gravedad [m/s2] dext = ϕext de las varillas de sondeo [m] dint = ϕint de las varillas de sondeo [m] Pvar = presión en el varillaje cerca de la boca del pozo [Pa] La tracción máxima se da en el izaje, porque está toda la carga -

Después de la bajada del varillaje y el acondicionamiento de la zona del fondo del pozo, el trépano se desplaza hasta el fondo, sobre el mismo se crea la carga y se inicia la perforación. La carga sobre el trépano se crea con una parte del peso de las varillas pesadas, por lo tanto: La parte superior del varillaje experimenta esfuerzos de tracción. La parte inferior del varillaje experimenta esfuerzos de compresión.

Tracción cuando el trépano trabaja: Ttrac Es menor que la tracción calculada por la fórmula 1 𝑇𝑡𝑟𝑎𝑐 =

(𝑞𝑝𝑒𝑠 (𝐿𝑝𝑒𝑠 − 𝐿𝑝𝑒𝑠.𝑐. ) + 𝑞1 𝐿1 )𝑔 +

2 2 𝜋(𝑑𝑒𝑥𝑡 − 𝑑𝑖𝑛𝑡 ) 4 Lpes.c. = Long. de la parte comprimida de las varillas pesadas [m] 𝑃𝑡𝑟 𝐿𝑝𝑒𝑠.𝑐. = … (3) 𝑞𝑝𝑒𝑠 . 𝑔 Ptr = carga sobre el trépano [N]

2 𝜋𝑑𝑖𝑛𝑡 𝑃 4 𝑣𝑎𝑟 … (2)

Tensión de compresión en la parte comprimida del varillaje = Tc 𝑞𝑝𝑒𝑠 . 𝐿𝑝𝑒𝑠.𝑐. . 𝑔 𝑇𝑐 = … (4) 2 2 𝜋(𝑑𝑒𝑥𝑡,𝑝𝑒𝑠 − 𝑑𝑖𝑛𝑡.𝑝𝑒𝑠 ) 4 dext.pes = ϕ exterior de las varillas pesadas [m] dext.pes = ϕ interior de las varillas pesadas [m] - Al perforar con motores en fondo: Además de las tensiones de tracción Ttrac y de compresión Tc, debido a la acción de las fuerzas de compresión surgen tensiones de flexión Tflex. - Debido a la acción del momento reactivo del motor de fondo Tensiones tangenciales τ Tflex no alcanza valores peligrosos Tc y T’ son pequeñas Al perforar a rotor: Además de las tensiones de tracción Ttrac; compresión Tc. En el varillaje surgen tensiones tangenciales T’ a causa del momento torsor transmitido del rotor del trépano.

También surgen Tensiones de flexión (Tflex) A causa de las fuerzas axiales y centrífugas sobre el varillaje. Las tensiones tangenciales Varía a lo largo del varillaje Máximo en su sección superior Mínimo cerca del trépano. 𝜏=

𝑀𝑡𝑜𝑟 … (5) 𝑊𝑝𝑜𝑙

Mtor = momento torsor que transmite el varillaje Wpol = momento polar de resistencia del área de las sección transversal de los tubos. 𝑀𝑡𝑜𝑟 =

𝑁

N= potencia que transmite el varillaje

𝑤

w = Velocidad angular de rotación del varillaje rad/s

𝑤𝑝𝑜𝑙 =

4 7 𝜋(𝑑𝑒𝑥𝑡 − 𝑑𝑖𝑛𝑡 ) 16𝑑𝑒𝑥𝑡

Potencia máxima (N) N = Nr.v. + Ntr; Nr.v. = Potencia consumida rotación del varillaje Ntr = Potencia consumida rotación del trépano Potencia de rotación del varillaje = Nr.v. 2 𝑁𝑟.𝑣. = 𝐶. 𝐶𝑙𝑞𝑣 . 𝑑𝑒𝑥𝑡 . 𝐿. 𝑤1.7 C = coeficiente que depende de la desviación del pozo Clqv = Densidad del líquido lavador en kg/m3 L = Longitud del varillaje en [m] w = Velocidad angular de rotación del varillaje en rad/s Ángulo cenital del pozo C < 3°

8.8 x 10-3

3° - 5°

(10.5 ÷ 13.5) 10-3

6° - 9° 10° - 16°

(14.5 ÷ 16) 10-3 (16.5 ÷ 19) 10-3

18° - 25°

(19.4 ÷ 21.4) 10-3

26° - 35°

(22.2 ÷ 24.4) 10-3

Potencia de rotación del trépano Ntr = Mtr . w ; Mtr = momento desarrollado por el trépano w = Velocidad angular de rotación del trépano rad/s Rotores -

El trépano se pone en rotación en un mecanismo giratorio llamado rotor. También sirve para mantener total o parcialmente en suspensión el varillaje Debe asegurar la frecuencia de rotación necesaria del varillaje Su capacidad elevadora debe superar el peso máximo del varillaje El ϕ de abertura de la mesa del rotor determina la dimensión máxima del trépano que puede pasar a través de ella. Normalmente se fabrican rotores con ϕ de abertura de 400 - 760 mm. El rotor puede trabajar con 4 velocidades angulares de rotación 7, 14, 23, 33 (rad/s) Turboperforadores

-

El trépano se pone en giro con un motor hidráulico de fondo llamado turboperforadora. Se instala entre el trépano y varillaje. Cada escalón de la turboperforadora consta de: El estator unido rígidamente con el cuerpo de la turboperforadora Del rotor asegurado en el árbol de la T.P. - En el estator y el rotor, el flujo del líquido cambia de dirección, pasando de un escalón a otro, entrega parte de su potencia hidráulica a cada escalón.

- Como resultado la Potencia producida por todos los escalones se suma en el árbol de la T.P. y se transmite al trépano. - El momento de rotación que en este caso surge en los estatores es recibido por el cuerpo de la T.P. y el varillaje. - Mientras que el momento de rotación equivalente pero dirigido en sentido contrario, que surge en los rotores, es transmitido a través del árbol de la T.P. del trépano. Hidrotransporte 1.

Líquido de transporte: Sus funciones principales son: a. Transportar partículas sólidas. b. Mantener las partículas en estado de suspensión y evitar precipitación. c. No contener (en la medida de lo posible) componentes abrasivos que dañen la instalación y equipos. d. Proteger los ducto y equipo contra la corrosión e. Ser impelido con facilidad por las bombas f. Componerse principalmente de materiales baratos y no escasos.

2.

Clasificación de los líquidos de transporte a. Líquido de transporte preparados a partir de una base acuosa - Agua (dulce, de mar, soluciones salinas) - Suspenciones arcillosas - Suspensiones a base de hidrogeles - Emulsiones del tipo “aceite en agua” (+ agua) b. Líquido preparados a partir de una base no acuosa - Petróleo desgasificado - Soluciones de componentes múltiples, preparados a partir de una base Hidrocarbonatada. - Emulsiones invertidas del tipo “Agua en aceite” (+ aceite) c. Líquido a partir de base acuosa Agua - Es el líquido más barato - Es un buen refrigerante - Se separa satisfactoriamente de las partículas transportadas por no poseer propiedades tixotrópicas - Su viscosidad y densidad (pequeñas)  menos gasto en potencia que otros líquidos de transporte - Por su pequeña viscosidad el régimen siempre es turbulento Desventajas a. No protege las instalaciones contra la corrosión, por lo que es necesario agregar inhibidoras. b. No posee propiedades tixotrópicas y por lo tanto al permanecer en reposo, no puede mantener las partículas duras en estado de suspensión. (LODOS) Suspensiones arcillosas Cuando se requiere un líquido de transporte con una densidad de masa de 1000 kg/m3, el sistema debe constar de los siguientes componentes: a. Un medio acuoso, la base, no escaso y lo más barato posible b. Una masa pequeña de partículas coloidales Suficiente para garantizar la estabilidad de sedimentación del sistema en reposo al transformarse en gel. c. Una cantidad mínima de minerales pesados finamente molidos para asegurar la densidad fijada del sistema. d. Una cantidad pequeña de reactivos químicos para regular las propiedades químicas y físico-químicas del sistema Este sistema de componentes múltiples se le conoce como solución En la naturaleza, la fuente más difundida y barata de obtención de material coloidal son ciertas especies de arcillas Los líquidos de transporte de componentes múltiples en los que se utilizan arcillas, reciben el nombre de soluciones arcillosas o Lodos. “La mayor parte de los cationes, merced a la fuerza de campo eléctrico de la partícula arcillosa y las fuerzas de absorción, se mantienen cerca de la superficie de esta última a la distancia de una o 2 moléculas, formando una especia de condensador plano previsto de 2 revestimientos, la llamada capa eléctrica doble de helmholtz.

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En una capa se halla concentrada la carga negativa de la partícula arcillosa y en la otra la carga positiva de los aniones Algunos cationes, bajo la influencia del movimiento térmico, se alejan a gran distancia de las partículas y forman una parte difusa de la capa eléctrica doble, llamada capa difusa de HUGHES Dentro de los límites de la capa de Helmholtz, se observa una reducción brusca del potencial eléctrico. En la capa difusa de HUGHES la reducción del potencial es más suave Para la estabilidad de los lodos tiene mucha importancia la magnitud del potencial en la frontera AB de deslizamiento al desplazarse la fase líquida respecto a la salida, llamada potencial zeta A consecuencia de la disociación superficial, alrededor de cada escama se forma una nube de iones. Como la partícula de agua son dipolos, se orientan en el campo eléctrico de la escama y son atraídos por ella con sus cargas positivas. Las cargas negativas de los dipolos, atraen nuevas moléculas de agua, que se orientan igual que las primeras. Simultáneamente, se hidratan los Cationes que fueron separados de la superficie de la escama en torno a ellos también se orientan los dipolos de agua. De este modo, alrededor de la escama arcillosa se forma una nube peculiar, que también incluye los cationes hidratados, orientada hacia las moléculas ordenadas de agua. Tal nube orientada hacia las moléculas ordenadas de agua se llama, envoltura hidratada. En cuanto a la totalidad de la partícula arcillosa, la capa eléctrica doble y la envoltura hidratada es una Micela (neutra – eléctricamente) En las capas inferiores de la envoltura, el agua tiene estructura y propiedades de hielo; posee: Elasticidad Viscosidad elevada Resistencias mecánica Con el alejamiento de la superficie de la escama disminuyen las fuerzas de enlace.

Potencial para las partículas

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-

Entre las escamas arcillosas hidratadas adyacentes existen fuerzas moleculares de atracción que disminuyen con el aumento de la distancia entre las escamas según la ley de potencia y fuerza de repulsión eléctrica entre las capas eléctricas dobles y que también disminuyen con el aumento de la distancia pero por la ley exponencial (curva 2). La suma geométrica de energías de atracción y repulsión demuestra que, en las distancias grandes entre escamas, la energía de atracción molecular supera algo la energía de repulsión eléctrica (curva 3) Con distancias medias alrededor de 0.1 micras las fuerzas de repulsión eléctrica tienen superioridad. Con distancias pequeñas alrededor de 0.001 micras nuevamente comienzan a predominar las fuerzas de atracción. Por lo tanto para que 2 escamas puedan adherirse es necesario comunicarles de afuera una energía que supere la energía de repulsión con distancias medias, es decir que supere la barrera energética expresada con el máximo positivo de la curva 3

Coagulación hidrófila: Las partículas pueden aglutinarse al chocar por los vértices y los bordes forman una estructura celular cuyas mallas se hallan encerradas en agua libre y las partículas inertes de la fase sólida, al mismo tiempo en la mayor parte de la superficie de las partículas y sobre todo en los bordes se conservan las envolturas hidratadas. Coagulación hidrófoba o floculación: Las partículas bajo la influencia de algunos factores pueden perder carga y la envoltura hidratadas, en ese caso al chocar incluso por los bordes ellas se aglutinan y forman agregados más grandes los cuales bajo la influencia de la fuerza de gravedad se separan del lodo y se depositan. 3.

Propiedades de los líquidos de transporte preparados a partir de una base acuosa a. Tensión estática de desplazamiento - El líquido garantiza, en reposo al mantenimiento de las partículas a transportar en estado de suspensión - La resistencia de tal estructura se estima por magnitud de tensión que es necesario crear para hacer que la solución fluya. - Esta tensión se denomina Tensión estática de desplazamiento - Inicial θ, se mide después de 1 minuto de agitación muy intensa - De 10 minutos θ10, se pide después de 10 minutos de agitación. Ejem. Normalmente es superficie θ10 ≤ 5 Pa) b. Viscosidad convencional - Una de las características más importantes del líquido lavador es su capacidad de bombeo. - Sobre la capacidad de bombeo se puede juzgar por la energía consumida en la circulación del líquido con una velocidad dada. - La magnitud de los gastos de energía depende de las propiedades reolóficas: 1. Viscosidad dinámica del líquido newtoniano 2. Viscosidad plástica y la tensión dinámica máxima de desplazamiento del líquido viscoso plástico. - Para la definición de la capacidad de bombeo del líquido de transporte se usa ampliamente el concepto de viscosidad convencional. - Se entiende el tiempo que 500 cm3 de líquido de transporte, minuciosamente mezclado, tarda en salir de un viscosímetro estándar de campo en el que se han echado 700 cm3

c.

d.

4.

Densidad e = masa por unidad de volumen - Se determina por medio de un aerómetro - De ella depende la magnitud de las pérdidas de presión por resistencias hidráulicas con un régimen turbulento de la corriente en el sistema de circulación Estabilidad Se juzga por 2 parámetros: - El residuo acuoso durante 24h de reposo - La diferencia de densidades de las mitades inferiores y superior de la columna de líquido echado en un cilindro estándar, después de 24h de reposo.

Regulación de la densidad de los líquidos de transporte de base acuosa a. Coeficiente de anormalidad de las presiones de capa = (Kaa) Esta relación entre la magnitud de la presión de capa en el punto a examinar y la presión de la columna de agua dulce cuya altura es igual a la distancia de ese punto desde la boca de descarga.

𝑃𝑐𝑎𝑝 𝑃𝑎𝑔 . 𝑍 Pcap = presión de capa en un punto dado en el horizonte (Pa) Pag = Densidad del agua dulcen en (kg/m3) Z = profundidad en la que se encuentre el punto a examinar desde la hora de descarga (m) 𝐾𝑎𝑎 =

Es necesario que la presión de la columna del líquido sea algo superior a la presión de capa. Por lo tanto la densidad del líquido debe ser igual: ρ = Kres x Kaa x ρas Kres = factor de reserva = 1.1 – 1.15 hasta 1200 m de altura 1.05 – 1.1 más de 1200m La densidad del líquido de transporte que contiene la cantidad necesaria de arcilla en alta dispersión para la obtención de una suspensión estable con una devolución de agua no grande, es pequeña, y por lo común no pasa de 1050 – 1100 kg/m3 Incrementos de densidad de 200 – 300 kg/m3 son posibles agregando arcillas poco coloidales con una densidad de 2500 – 2700 kg/m3 Un aumento más grande de la densidad del líquido se logra añadiendo minerales pesados especiales finamente molidos o agentes adulterados y estos deben tener lo siguiente:  Densidad grande  No ser abrasivos  No contener sales hiposolubles capaces de coagular la solución.  Han de molerse con bastante finura  Su composición granulométrica debe variar en un intervalo estrecho.  No partículas demasiado gruesas, porque en reposo puede precipitarse  No partículas demasiado finas, porque aumenta la viscosidad. El Mejor agente adulterante es el Baritico (barifina) Se obtiene moliendo el mineral natural de espato pesado (sulfato de bario) La densidad de sulfato de bario duro alcanza 4600 kg/m3. La cantidad necesaria de agente adulterante en kg para la preparación de 1m3 de solución densificada se puede hallar por la siguiente fórmula. 𝑃𝑎𝑑𝑢𝑙 (𝜌𝑙𝑖𝑞 − 𝜌) 𝑞𝑎𝑑𝑢𝑙𝑡 = (𝜌𝑎𝑑𝑢𝑙 + 𝑛1 𝑃𝑎𝑔 ) − 𝜌(1 + 𝑛1 )

ρadul ρlig ρ ρag n1

= Densidad del adulterante (kg/m3) = Densidad del líquido densificado (kg/m3) = Densidad del líquido inicial (kg/m3) = Densidad del agua que se añade con el agente adulterante = Relación entre volumen de la solución acuosa de reactivos (o el agua) que se añade para la reducción de la viscosidad y el volumen del agente adulterante que ha de ser agregado

Líquidos de transporte de emulsión Se emplean 2 tipos: a) Emulsión del tipo “Aceite de Agua” - El medio de dispersión (exterior) es el agua - En tanto que el aceite (petróleo, derivado de petróleo, etc) es la fase dispersa, en forma de glóbulos finísimos. b) Emulsión del tipo “Aguan en aceite” - El medio de dispersión (exterior) es el aceite (petróleo, derivado de petróleo, etc) - El agua se halla dispersa en forma de globulos finísimos y distribuida uniformemente - Si la mezcla de los dos líquidos recíprocamente insolubles se remueve con intensidad, se forma una emulsión. - Su tal emulsión se deja en reposo, los glóbulos dispersados al entrar en contacto el uno con el otro se aglutinaran y la emulsión se destruirá estratificándose en 2 fases independientes. - Para que la emulsión sea estable es necesario agregar la tercera fase, el emulsionante.

El emulsionante: es un compuesto complejo, una parte de cuya molécula se disuelve bien en el agua y la otra, en el aceite.

Agua

emulsionante

Aceite

Depuración de los líquidos de transporte Del líquido hay que eliminar las partículas transportadas. Las partículas gruesas se separan con: Métodos Mécanicos  Cribas vibratorias  Rejillas transportadoras Métodos gravitacionales  Sedimentación por decantación (velocidad de la corriente es pequeña)  Con hidrociclón para separar las partículas más finas  Con centrífugas CAP II: PERFORACIÓN EN VOLADURA Transporte neumático y criterios técnicos en perforación en voladura. 1. Selección y funcionamiento de los triconos El comportamiento de una broca es afectado por varias características de la formación a perforar: a. Resistencia b. Tenacidad c. Abrasividad a) Peso sobre la broca: Se debe aplicar peso suficiente a la broca para vencer la resistencia de la formación y fragmentarla en trozos pequeños. Diametro de la broca Peso sobre la broca 6 ¼” 28000 lb 6 ¾” 34000 lb 7 7/8” 43000 lb 9” 55000 lb 9 7/8” 70000 lb 12 ¼” 92000 lb b)

c)

Velocidad de rotación: Varían desde 60 a 120 RPM para los triconos con dientes de acero. a. De 50 a 80 RPM para los de inserto de carbono de Tungsteno. b. El aumento de las velocidades de rotación aumenta la velocidad de penetración, pero al mismo tiempo puede tender a aumentar la velocidad de desgaste sobre la estructura cortante y los cojinetes. c. En general la velocidad de rotación debe ser disminuida según se aumenta el paso aplicado. Límite de empuje sobre triconos: El empuje que un tricono puede resistir es una función del tamaño del cojinete que a su vez es una función del diámetro del mismo. La siguiente fórmula nos expresa esta función. 1000(0.9D)2 = Empuje máximo en libras…. (1) D= diámetro en pulgadas Empuje máximo sobre triconos Diámetro Peso sobre la broca 5 1/8” 21000 lb 6 ¼” 31000 lb 7 ¾” 37000 lb 7 7/8” 50000 lb 9” 65000 lb 9 7/8” 75000 lb 12 ¼” 121000 lb En consecuencia, estas limitaciones de empuje y RPM implican: Que un tricono pequeño resistirá una fuerza de empuje pequeña, lo cual significa que el diámetro práctico menor de un tricono es de:  6 ¼” en barrenos de voladuras.

d) e)

f)

g)

h)

 4 ½” en sondeos Límite de empuje sobre brocas de arrastre: El empuje que una broca de arrastre puede resistir es casi ilimitado, pero entonces resulta imposible hacerla girar. Empuje por pulgada de diámetro de broca: Esta definición es muy importante porque nos dirá que roca puede ser destruida por un tricono determinado. Ejemplo: La formula (1) dividad por el diámetro del barreno 1000(𝐷 ∗ 0.9)2 𝐸𝑚𝑝𝑢𝑗𝑒 𝑝𝑜𝑟 𝑝𝑢𝑙𝑔𝑎𝑑𝑎 𝑑𝑒 𝑑𝑖á𝑚𝑒𝑡𝑟𝑜 𝑑𝑒 𝑏𝑟𝑜𝑐𝑎 = = [𝑙𝑏] … (2) 𝐷 D = ϕ de broca en pulgadas. Y el empuje por pulgada de ϕ de la broca multiplicado por 5 nos da la resistencia a la compresión en PSI de la roca que puede ser destruida con esa broca y ese empuje. Empuje mínimo y máximo según la roca: En = Rc x 14223 x 0.2 x D ………………. (3) En = empuje mínimo en lb. Rc = Resistencia de la compresión en kg/cm2 D = ϕ de la broca en pulgadas Por debajo de este empuje la roca no es triturada por el tricono Em = 2 x Em ……………………………… (4) Em = Empuje máximo en lb. Esta limitación del empuje viene impuesta por ser prácticamente cuanto entierra totalmente el diente en la roca. Selección de la broca: a. Hasta 5” de ϕ, debemos usar trépanos (de paletas) pero estos solamente son adecuados para rocas que no superan las 23000 PSI por resistencia a la compresión i. Si la roca es abrasiva la máxima resistencia disminuye rápidamente por el exceso de calentamiento en la punta de corte. b. Los triconos pueden ser clasificados en 4 grandes clases y cada uno de ellas es adecuada para una gama determinada de resistencia a la compresión i. Es obvio que cuanto más grandes son los dientes a las inserciones de carburo y menor la dureza de la roca más rápidamente se da la penetración. ii. Por lo tanto siempre seleccionaremos el diente más grande de carburo para conseguir mejores resultados Clase 1: Triconos con dientes grandes para rocas de 0 – 20000 PSI de resistencia a la compresión. Clase 2: Triconos con profundidad media de los dientes o inserciones de carburo grandes para rocas de 20000 – 30000 PSI de resistencia a la compresión Clase 3: Triconos con inserciones medias de carburo para rocas de 30000 a 40000 PSI de resistencia a la compresión. Clase 4: Triconos con inserciones cortas de carburo para rocas de 40000 PSI a más Par de torsión y potencia necesaria para hacer girar la broca Cuanto más blanda es la roca más difícil es hacer girar la broca Esta es la razón por la que los trépanos de arrastre están limitados a 5 1/8” de ϕ 1. Potencia de rotación para el trépano: 0.00011 x D2 x RPM x W2 = HP…………….. (5) w = empuje expresado en miles de lbs. D = ϕ en pulgada Ejem: HP para hacer girar un trépano. D = 5” Roca blanca con 2000 lbs de empuje = w = 20 RPM = 60 HP = 0.0001x52x60x(20)2 = 66 HP De la fórmula: 𝐻𝑃 =

𝑃𝑎𝑟 𝑡𝑜𝑟𝑠𝑖ó𝑛 𝑥 𝑅𝑃𝑀 … … . (6) 5250

Con el par de torsión en (pie x lbs) 𝑃𝑎𝑟 𝑑𝑒 𝑡𝑜𝑟𝑠𝑖ó𝑛 =

𝐻𝑃. 5250 𝑅𝑃𝑀

2.

1)

i)

Potencia de rotación para los triconos:

𝐷 2 𝐻𝑃 = 0.00011 ( ) . 𝑅𝑃𝑀. 𝑤1.5 … … . (7) 2 Ejem: HP = ¿? ; D = 9”; RPM = 60 ; w = 70 9 2 𝐻𝑃 = 0.00011 ( ) ∗ 60 ∗ 701.5 = 78 𝐻𝑃 2 -Par de rotación para los triconos 𝑃𝑎𝑟 (𝑙𝑏𝑥𝑝𝑢𝑙𝑔) 𝑥 𝑅𝑃𝑀 𝐻𝑃 = … … . (6) 63000 𝐻𝑃 𝑥 63000 𝑃𝑎𝑟 𝑑𝑒 𝑟𝑜𝑡. = 𝑙𝑏𝑥𝑝𝑢𝑙𝑔. 𝑅𝑃𝑀 Conclusión a) Los trépanos (de arrastre) se utilizan hasta 5” de diámetro y para roca poco abrasiva hasta 23000 PSI de resistencia a compresión b) El empuje sobre un trépano de arrastre es casi ilimitado pero más allá de un determinado valor, no se puede hacer girar la broca. c) Las RPM se encuentran siempre en la región de las 60 RPM para los trépanos y triuconos. d) El empuje sobre los triconos es función del ϕ de la broca y en consecuencia limita la roca que pueda ser destruida. e) Cuando un tricono no puede destruir una roca debido a su limitación de empuje, debemos utilizar una broca de mayor diámetro, o acudir a la perforación con martillo en fondo. f) Se debe poner mayor atención a la selección de la clase de tricono.

Velocidad de penetración: es función de: a. El empuje b. De las RPM c. La resistencia a la compresión de la roca d. El tipo de broca debe ser idóneo. -

-

1.

Velocidad de penetración máxima [pulg/min] 0.56 𝑥 𝐸𝑚𝑝𝑢𝑗𝑒 𝑥 𝑅𝑃𝑀 𝑝𝑢𝑙𝑔 𝑉. 𝑃. = [ ] … … . (8) 0.2 𝑥 𝑟𝑒𝑠𝑖𝑠𝑡𝑒𝑛𝑐𝑖𝑎 𝑐𝑜𝑚𝑝𝑟𝑒𝑠𝑖ó𝑛 𝑥 𝐷 𝑥 𝐾 𝑚𝑖𝑛 Donde: empuje, es el máximo según la roca y tipo de broca 𝑅𝑒𝑠𝑖𝑠𝑡𝑒𝑛𝑐𝑖𝑎 𝑎 𝑙𝑎 𝑐𝑜𝑚𝑝𝑟𝑒𝑠𝑖ó𝑛 𝐾= 10000 Ejem: resistencia a la compresión = 27000 PSI => K=2.7 y el tricono será de la clase 2. Penetración en [m/hora]: Suponiendo RPM=60 𝑚 𝐸 𝑃𝑒𝑛𝑒𝑡𝑟𝑎𝑐𝑖ó𝑛 [ ] = 12644 2 … … (9) ℎ 𝑅𝑐 . 𝐷 E = empuje en lb Rc = Resistencia a la compresión en Kg/cm2 D = ϕ en pulg. Importante: Cuando se baja la resistencia de la roca por debajo de los 800 kg/cm2 nos acercamos más rápidamente a unas velocidades de penetración en las que resulta imposible evacuar las partículas por falta de suficiente caudal de aire y de espacio geométrico para su transporte. Velocidad Media: Una vez deducida la penetración, el dato práctico más interesante es la velocidad media anual una vez eliminados los tiempos muertos y la disponibilidad media mecánica. Se suele aceptar una relación Penetración [m/h] Coeficiente Vm [m/h] 10 0.71 7.1 15 0.64 9.6 20 0.58 11.6 25 0.55 11.8 30 0.52 15.6 40 0347 18.8

50 60 80 100 150 200

0.43 0.39 0.35 0.32 0.28 0.26

21.5 23.4 28.0 32.0 42.0 52.0

Cuando en la práctica se encuentran cifras inferiores a las citadas habrá que observar si las características de la explotación o de la máquina no son compatibles con una disponibilidad mecánica y utilización aceptables, o bien el tricono o el martillo son inadecuados, con menos penetración de la prevista. 2.

Aire necesario para el transporte de partículas La velocidad ascensional mínima para transportar partículas de roca es de 3000 pies/min. Esta velocidad no es suficiente a menudo y una cifra mas segura es de 5000 pies/min Pero el punto principal reside en hallar la cantidad de aire necesario para limpiar el fondo de la broca. C.F.M. = D1.5 x 32…………………. (11) Diámetro C.F.M. 6” 470 6 ¾” 561 7 7/8” 701 9” 864 9 7/8” 993 12 ¼” 1372 -

-

-

A partir de la cantidad de C.F.M. hallada se debe seleccionar el tamaño de varilla que dará una velocidad ascensional de 5000 pies/min con ese ϕ de broca. No conviene pasar de 9000 pies/min con materiales abrasivos por el desgaste prematuro de la tubería. La velocidad ascensional se determina por: 𝑉(𝐷2 − 𝑑2 ) 𝐶. 𝐹. 𝑀. = … … … . (12) 183.3 V=velocidad pies/min D=ϕ del barreno en pulg. D=ϕ exterior de la tubería de perforación en pulg. 𝐶. 𝐹. 𝑀. 𝑥 144 𝑉= … … … … . (13) 𝐴𝑟𝑒𝑎 𝑑𝑒 á𝑛𝑢𝑙𝑜 𝑒𝑛 𝑝𝑢𝑙𝑔2 Ejem: con una broca de 6 ¾” necesitamos un mínimo de: 6.751.5*32=561 CFM de aire

Luego seleccionamos el compresor de 600 C.F.M. Con el fin de mantener la velocidad ascensional de 5000 pies/min. Calculamos el ϕ de la tubería de perforación usando la fórmula (12) 𝑉(𝐷2 − 𝑑2 ) 5000(𝐷2 − 𝑑2 ) 𝐶. 𝐹. 𝑀. = => 600 = 183.3 183.3 600𝑥183.3 𝐷 2 − 𝑑2 = 𝑝𝑢𝑙𝑔2 = 21.99𝑝𝑢𝑙𝑔2 5000 Pero el ϕ del barreno D = 6.75” Entonces D2 = 45.56 𝑝𝑢𝑙𝑔2 Área de la tubería de perforación = d2 = 15.56-21.99 d2 = 23.57 𝑝𝑢𝑙𝑔2 d = 4.85 pulg. Entonces utilizamos varillas d = 5” Condiciones especiales sobre el transporte neumático Aunque los cálculos sobre la velocidad ascensional son correctos, es fácilmente comprensible que al usar la fórmula (9) para la velocidad de penetración con una resistencia a la compresión de la formación por debajo

de 15000 PSI, la velocidad de perforación es tal que no importa lo alta que sea la ascensional y las partículas no saldrán del agujero si el ánulo es demasiado pequeño. Cuando la resistencia a la compresión sea mas baja de 15000 PSI, la relación: Á𝑟𝑒𝑞𝑎 𝑑𝑒𝑙 𝑎𝑔𝑢𝑗𝑒𝑟𝑜 2 = 1 Á𝑛𝑢𝑙𝑜 Equivale a d/D = 0.7 d = ϕ tubo de perforación D = ϕ de la perforación (ϕ del barreno) Ejem: un agujero de 10” debe ser perforado por una varilla de 7” Coronas para perforación diamantina 1. Coronas de diamante Numero de RPM + No = 2000 RPM 1) Diamantes El diamante está compuesto por carbonos cristalinos. Tiene dos importantes propiedades físicas que la hace ser el elemento de corte más apropiado, para montar en las coronas de perforación i. Es el más duro u resistente de todos los materiales conocidos ii. Tiene superior capacidad de conducción de calor que todos los materiales a temperatura ambiente. La conductividad térmica del diamante, dependiendo del tipo esta entre 2 y 7 veces superior que el de la plata o el cobre. Ésta característica es especialmente valiosa cuando se monta diamante como elemnto de corte en la corona, ya que el calor producido durante la perforación es eficazmente disipada. DESVENTAJAS i. El diamante es frágil y puede romperse fácilmente si es sometido a golpes. ii. Es relativamente sensible a altas T° en que empieza a transformarse en grafito y ser aún más frágil cuando se cobrecalienta. Las muestras de grafitación se observan a 700°C Este efecto es altamente controlado por la T° y tiempo particularmente para diamantes sintéticos. Nota: Durante el proceso de fabricación de la corona deberá tenerse en cuenta este efecto (temperatura del horno y tiempo dentro del mismo) sino el diamante se convierte en grafito. 2) Tamaño del diamante La medición del diamante se hace mediante dos métodos. i. Malla.- el n° de malla indica la cantidad de mallas por pulgada de un tamiz. Ejem: 20-30 de malla, quiere decir, que los diamantes puede pasar a través de un tamiz con 20 mallas por pulgada pero no a través de un tamiz con 30 mallas por pulgada. ii. Quilate.- es un peso, 1 quilate = 0.200gr En general los diamantes utilizados en las coronas pesan menos de 1 quilate. Ejem: 1/20  20 piedras por quilate (p.p.q) 1/50  50 piedras por quilate (p.p.q) Los diamantes utilizados en la coronas de impregnación son generalmente de 200 – 5000 (p.p.q), de 2050 mallas (0.3 – 0.8 mm)

3)

Coronas de inserción de diamante Los diamantes son insertados en la matriz de la parte frontal de la corona Se deja el diamante expuesto de un octavo a un tercio Se permite mayor exposición del diamante para formar conos de roca blanda y semiblanda Menor exposición para formaciones duras, fracturas y abrasivos. Pérdida de capacidad de corte Los diamantes pierden su capacidad de corte:  Principalmente por haberse abrillantado  Por fractura  Por quemado

4)

5)

La matriz Sujeta los diamantes en una posición de corte Está compuesta de material duro y resistente al desgaste El material normalmente consiste en:  Carburo de tungsteno  Uno o más componentes blandos  Es fundido con un material de soldadura blanco (proceso soldadura bléiser o fritaje) Diamantes y su campo de aplicación Calidades de diamantes Se usan con la designación siguiente para coronas de inserción α = Calidad apropiada para formaciones duras y abrasivas F = Calidad apropiada para formaciones de dureza media D = Calidad apropiada para formaciones blandas y semiduras E = Calidad apropiada para formaciones blandas y semiduras (ligeramente de menor calidad que el tipo D) Influencia en la calidad del diamante en el rendimiento  Los diamantes de la calidad α dan a la corona una mayor duración que los de calidad F, D y E, además soportan un mayor número de recuperaciones.  Es importante tener en cuenta el costo de diamante por metro perforado.  Si la formación de la roca es muy fracturada o dura y daña la corona o reduce drásticamente su duración, la mejor solución es cambiar a una corona de impregnación. Coronas de impregnación Están hechas con miles de agudas partículas de diamante ligadas a la matriz Con la elección correcta de la matriz y los parámetros de perforación.  Velocidad de rotación  Fuerza de empuje La corona se autoafila, consiguiéndose una penetración más o menos constante durante la vida total de la corona Utilizando correctamente la corona se obtiene el autoafilado produciéndose desgaste simultáneo de matriz y diamante. Por lo tanto constantemente son expuestos nuevos diamantes en la superficie de corte. Para cada combinación de corona y formación de roca hay un campo de ajuste de la fuerza de empuje de perforación, que facilita el autofilado sin causar excesivo desgaste. Este campo de ajuste se reduce cuando se aplican velocidades de rotación muy altas (ejem: 2000 RPM para un ϕ de 46 mm) Ya que la fuerza de empuje demasiado baja puede producir abrillantamiento de los diamantes Si es demasiado alta puede generar un excesivo desgaste debido al sobrecalentamiento. El ritmo de desgaste de la corona.- Es en gran parte controlado por la fuerza de empuje:  Fuerza de empuje demasiado bajo  los diamantes se redondea y abrillantan mientras que el desgaste de la matriz es mínima.  Fuerza de empuje demasiado alta  los diamantes se fracturan o se desprenden de la matriz, aumentando el ritmo de desgaste de la corona Ventajas de la corona de impregnación  Se necesitan menor cantidad de coronas cuando se perfora en formaciones duras o fracturadas que de inserción  No se necesita recuperación de las cornas  Más apropiada para esfuerzos cuando se perfora en formaciones duras y fracturadas  Igual régimen de penetración con la misma fuerza de avance a lo largo de la vida total de la corona la cual permite hacer sondeos más rectos en comparación con las coronas de inserción de diamantes. PARAMETROS DE PERFORACION  RPM  Peso sobre la corona  Caudal o flujo de lodo Velocidad de penetración de la corona.- debe aproximarse a los 10 m/h (grandes velocidades)  Si la velocidad de penetración esta por debajo de 10 m/h se debe corregir considerando que: Peso sobre la corona x RPM = cte (parámetro más importante)

-

Velocidad constante Se debe verificar que los parámetros de velocidad de penetración y RPM deben estar en el rango de 200 a 250 RPI o 80 – 100 RPC  RPI = N° de revoluciones de la corona por cada pulg. de penetración.  RPC = N° de revoluciones de la corona por cada “cm” de avance o penetración. Si los RPI están por debajo de 200, se produce un desgaste excesivo de la corona Por lo tanto se debe:  Aumentar los RPM  Bajar la velocidad de avance, disminuyendo el peso sobre la corona Si los cambios interiores no pueden efectuarse se debe cambiar la corona Si por lo contrario los RPI son altos, mayor a 250 (100 RPC), la corona puede pulirse, por lo tanto:  Bajar RPM ó,  Aumentar el peso sobre la corona Cálculo de los RPI (RPC) N° de revoluciones por pulgada de penetración Valor de trabajo adecuados: RPI: 200 a 250 RPC: 80 a 100 𝑉𝑒𝑙𝑜𝑐𝑖𝑑𝑎𝑑 𝑟𝑜𝑡𝑎𝑐𝑖ó𝑛 [𝑅𝑃𝑀] 𝑅𝑃𝐼 = 𝑝𝑢𝑙𝑔 𝑉𝑒𝑙𝑜𝑐𝑖𝑑𝑎𝑑 𝑎𝑣𝑎𝑛𝑐𝑒 [ ] 𝑚𝑖𝑛 𝑉𝑒𝑙𝑜𝑐𝑖𝑑𝑎𝑑 𝑟𝑜𝑡𝑎𝑐𝑖ó𝑛 [𝑅𝑃𝑀] 𝑅𝑃𝐶 = 𝑐𝑚 𝑉𝑒𝑙𝑜𝑐𝑖𝑑𝑎𝑑 𝑎𝑣𝑎𝑛𝑐𝑒 [ ] 𝑚𝑖𝑛 Ejem: RPM = 1000 Velocidad de avance = 4 pulg/min 1000 𝑅𝑃𝑀 𝑅𝑃𝐼 = = 250 𝑅𝑃𝐼 4𝑝𝑢𝑙𝑔/𝑚𝑖𝑛 1000 𝑅𝑃𝑀 𝑅𝑃𝐶 = = 100 𝑅𝑃𝐶 10 𝑐𝑚/𝑚𝑖𝑛 Perforación por percusión - En la perforación por percusión, la energía se transmite desde la perforadora a la boca de perforación de carburo cementada, a través del varillaje. - El Componente fundamental de la perforadora es el pistón, el cual es empujado hacia adelante y golpea la culata de la barra - La energía cinetica se transmite a la barra en forma de onda de choque. - Entonces se comprime una longitud de la barra a lo largo de una sección equivalente a 2 veces la longitud del pistón. - La onda de choque se desplaza a lo largo de la barra a una velocidad de 5000 m/s (velocidad del sonido a través del acero). - En una perforadora de frecuencia de impactos normal es de 50 impactos por segundo - La forma de la onda de choque viene determinada a su vez por la forma de velocidad de impacto del pistón. Trituradora de mandíbulas 1)

Diseño vertical de la mandíbula (VHC) a) Dimensión vertical de la mandíbula (VHC) VHC = 2xG………..(1) G = abertura máxima de la mandíbula en la alimentación b) Ancho de la mandíbula (w): 1.3 G < w < 3 G……(2) c) Abertura de Descarga (T): T = 0.0502 (G)0.85….(3) d) Tamaño máximo de roca alimentada (LPS): LPS = 0.9 G ………..(4) e) Funciones de operación: i. Rango de tamaño máximo de roca alimentada: (0.8-0.9) G ii. Ratio de reducción:(R)

R = 1:4 a 1:7 (hay R=10) Carrera de la salida:(Lt) Lt = 1-7cm iv. Velocidad residual: 100 – 359 RPM o más. v. Frecuencia:(V) V = 100 a 359 [ciclos/min] vi. Abertura de la descarga:(T) T = 0.0502 x G0.85 Calculo de la capacidad (R) Q = f(w, L, Lmax, Lmin, LT, n, θ, K) Q = capacidad [Tn/hr] w = ancho de la mandíbula [m] L = altura de la mandíbula [m] Lmax = Tamaño máximo en la salida [m] (mandíbula abierta) Lmin = Tamaño mínimo en la salida [m] (mandíbula cerrada) LT = Carrera de la salida (LT = Lmax – Lmin) n = RPM θ = ángulo de la mandíbula k = constante relativa a las características de la mandíbula 𝐿 𝑇 (2𝐿𝑚𝑖𝑛 + 𝐿 𝑇 )𝑤. 𝐺. 𝑉. 𝜌𝑠 . 𝐾 𝑄 = 59.8 [ ] (𝐺 − 𝐿𝑚𝑖𝑛 ) G = abertura de alimentación de las mandíbulas [m] ρs = densidad del sólido K = ~ 0.75 factor promedio de las chancadoras V = frecuencia en ciclos/min w = ancho de la mandíbula iii.

2)

3)

Frecuencia crítica de la trituradora de mandíbulas (Vc) 1 𝑅 − 1 0.5 𝑐𝑖𝑐𝑙𝑜𝑠 𝑉𝑐 = 47 ∗ 0.5 ∗ ( ) [ ] 𝑅 𝑚𝑖𝑛 𝐿𝑇 R = ratio de reducción LT = carrera de la salida [m] Trituradoras giratorias

Componentes Principales 1. Carcaza superior y araña: Su función es la de sostener lateralmente el extremo superior del conjunto del eje principal. 2. Eje Principal: Eje sobre el cual se pone los revestimientos del núcleo y del manto, este realiza el chancado mineral por medio de la presión ejercida entre planchas de revestimiento. 3. Carcaza inferior: Soporta los conjuntos de excéntrica, eje piñón o hydriset. 4. Excentrico: Es la parte del conjunto del chancador que produce el efecto giratorio del eje principal. 5. Eje – Piñón: Entrega el Torque al excéntrico mediante un motor. 6. Hydroset: Ubicado en el fondo del chancador, este conjunto (que esencialmente consta de una camisa y un pistón) proporciona el movimiento vertical al eje principal para propósito de ajustes y para liberar una obstrucción. 7. Sistema de lubricación: Unidad de lubricación que consta de un tanque, bombas (lubricación y enfriamiento), filtros, elementos de calefacción eléctrica, filtro de malla y tuberías de conexión, este sistema provee de lubricante al conjunto completo. Chancadora Giratorioa a) Velocidad: V [ciclos/min] 𝑉≥

66.5(𝑠𝑒𝑛𝜃 − 𝑢. 𝑐𝑜𝑠𝜃)

√𝑑 θ = ángulo de inclinación del cono con la horizontal u = coeficiente de fricción del material d = tamaño del producto chancado [m] Ejem: θ = 75°; d=10.5cm; u=0.2

[𝑐𝑖𝑐𝑙𝑜𝑠 ∗ 𝑚𝑖𝑛] … … (1)

𝑉≥ b)

c)

d)

e)

66.5(𝑠𝑒𝑛75 − 0.2. 𝑐𝑜𝑠75) √0.105

= 190[𝑐𝑖𝑐𝑙𝑜𝑠 ∗ 𝑚𝑖𝑛]

Capacidad: Q Q = 0.35.π.senθ (Lmax + Lmin)g.H(senθ – ucosθ)0.5 θ = ángulo de inclinación del cono con la horizontal Lmax = máxima distancia en la alimentación (cabeza y cono) Lmin = Mínima distancia en la alimentación (cabeza y cono) g = aceleración de la gravedad H = altura vertical de la cámara. Capacidad volumétrica: Qv [m3/h] (𝐷𝑀 − 𝐿𝑚𝑖𝑛 )𝜋. 𝐿𝑚𝑖𝑛 . 𝐿 𝑇 . 60. 𝑁. 𝑘 𝑚3 𝑄𝑉 = ( ) … … … (3) 𝑇𝑔 𝛼 ℎ DM = ϕ de la cabeza ddel manto exterior en el punto de descarga [m] Lmin = conjunto cerrado [m] LT = longitud de la carrera [m] N = N° de giros por minuto k = constante del material (2-3) α = ángulo que forma el cono con la vertical Capacidad: Q [ton/h] 𝑤𝑖 . 𝐷. 𝜌𝑠 . √𝐿𝑚𝑎𝑥 − 𝐿𝑚𝑖𝑛 (𝐿𝑚𝑎𝑥 + 𝐿𝑚𝑖𝑛 )𝑘 𝑇𝑛 𝑄= [ ] … … … (4) ℎ 𝑅 2. √ 𝑅−1 wi = índice de trabajo D = ϕ de la taza Lmax = distancia máxima entre la taza y el borde inferior del manto. R = ratio de reducción k = factor estático. ejem: cuarzo – granito k = 1; coke k = 0.5 Cálculo de potencia: [Kw] 𝑃 = 𝑤𝑖 𝑄 [

√𝐹80 − √𝑃80

100 ]√ 𝐾𝑊 … … … (5) 𝑃80

√𝐹80 wi = índice de trabajo [Kw-h/Tn] Q = Capacidad [Tn/h] F80 = tamaño del mineral pasante al 80% en la alimentación P80 = tamaño del mineral pasante al 80% en la descarga

Molinos -

Los procesos de chancado entregan un tamaño de partículas de 3 3/8”. Éstas deben reducirse hasta aprox. 100μ La molienda es necesaria para: Alcanzar la adecuada liberación del mineral útil. Incrementar el área superficial por unidad de masa.

Etapas de molienda a) Primaria: molinos de barra  reducción ≈ 5:1 b) Secundaria: molinos de bolas  reducción ≈ 30 : 1 c) Terciaria: igual a secundaria

Clases de molienda a) Convencional b)

-Molienda gruesa  Molinos de barras -Molienda fina  Molinos de bolas No convencional -S.A.G (semiautógena) -A.G. (autógena)

Tipos de molinos por la razón

𝐿 𝐷

=

𝐿𝑎𝑟𝑔𝑜 𝐷𝑖á𝑚𝑒𝑡𝑟𝑜

En general a) L/D = 1.2 – 1.8  Molinos horizontales convencionales b) L/D = 4 – 5  Molinos de tubos c) L/D < 1  Molienda A.G y S.A.G. Tipos de molienda a) Molienda en seco - Genera más finos. - Produce menos desgaste en los revestimientos y medio de molienda. - Adecuada cuando no se requiere alterar el mineral b) Molienda en húmedo - Tiene menor consumo de energía por tonelada de mineral. - Logra una mejor capacidad del equipo. - Elimina el problema de polvo y reduce el ruido. - Hace posible el uso de ciclones. - Hace posible el uso de técnicas simples de manejo y transporte (bombas). - La pulpa trabaja con un % de sólidos entre 60 – 70 % - Se trabaja a una velocidad entre 80% y 90% de la velocidad crítica. Movimiento de la carga de los medios de molienda en el molino

-

Al girar el molino la carga de mineral y medios de molienda son elevados hasta que se logra un equilibrio desde el cual los medios de molienda caen en cascada y catarata sobre la superficie libre de los otros cuerpos. Los medios de molienda tienen 3 tipos de movimientos:  Rotación alrededor de su propio eje.  Caída en catarata en donde los medios de molienda caen rodando por la superficie de los otros cuerpos.  Caída en cascada que es la caída libre de los medios de molienda sobre el pie de la carga

Velocidad crítica (Nc): Es la velocidad mínima a la cual los medios de molienda y la carga centrífuga. Es decir no tienen movimiento relativo entre sí. 76.63 𝑁𝑐 = √𝐷 − 𝑑′ Nc = velocidad crítica [RPM] D = ϕ del molino (pies) d’ = ϕ del medio de molienda (pies) -

En la práctica los molinos operan a una fracción de velocidad crítica = φc 𝑉𝑒𝑙𝑜𝑐𝑖𝑑𝑎𝑑 𝑑𝑒𝑙 𝑚𝑜𝑙𝑖𝑛𝑜 𝜑= 𝑁𝑐 El rango común de φc = 60% - 80% Ejem: Nc = ¿? Molino D = 10 pies Bolas d’ = 4” = 0.33’ 𝑁𝑐 =

76.63 √10 − 0.33

= 24.7 𝑅𝑃𝑀.

Nivel de llenado del molino (J): Es la fracción de volumen interno útil del molino ocupado por el lecho de bolas y mineral.

-

En la práctica J varía 0.25 – 0.45 La densidad de la pulpa varía entre 50% - 70% de sólidos en peso.

Tamaño adecuado de los medios de molienda - El tamaño del medio de molienda es una variable importante para asegurar el rompimiento de las partículas más grandes. a) Bolas como medio de molienda Diámetro de bolas = B 1

1

3 𝐹80 2 𝜌𝑠 𝑤1 𝐵=( ) ( ) 𝐾𝑏 100𝜑𝑐 √𝐷

B = ϕ de las bolas (pulg) ρs = gravedad específica del mineral w1 = Indice de trabajo del mineral [Kw-h/Ton.corta]

φc = fracción de velocidad crítica D = ϕ del molino [pies] F80 = tamaño en micrones del 80% pasante en la alimentación. Kb = constante: = 350 para molino con descarga por rebalse = 330 para molino con descarga por rejilla = 335 para molienda seca y descarga por rejilla El tamaño óptimo en la alimentación a un molino de bolas se puede calcular: 13 𝑘𝑤ℎ 𝐹 = 4000√ ; 𝑤1 = 𝑖𝑛𝑑𝑖𝑐𝑒 𝑑𝑒 𝑡𝑟𝑎𝑏𝑎𝑗𝑜 𝑑𝑒𝑙 𝑚𝑖𝑛𝑒𝑟𝑎 [ ] 𝑤1 𝑡𝑜𝑛. 𝑐𝑜𝑟𝑡 b)

Barras como medio de molienda Diámetro máximo de la carga de barras = B 3

1

2 𝐹80 4 𝜌𝑠 𝑤1 𝐵=( ) ( ) 160 100𝜑𝑐 √𝐷 B = ϕ del medio de molienda (BARRAS) pulg. ρs = gravedad específica del mineral w1 = Indice de trabajo del mineral [Kw-h/Ton.corta]

φc = fracción de velocidad crítica D = ϕ del molino [pies] F80 = tamaño en micrones del 80% pasante en la alimentación. El tamaño optimo en la alimentación a un molino de barras puede calcularse: 13 𝐹 = 1600√ 𝑤1 w1 = Indice de trabajo del mineral [Kw-h/Ton.corta] Calculo de molino de bolas Se trata de determinar: D = ϕ del molino L = largo del molino Que sea capaz de tratar F [ton/hr] y reducirlo a un cierto % menor que un tamaño P1 Paso 1 Determinar w1 (índice de trabajo) a través de un test estándar de laboratorio. Paso 2 Para operación en que no se cumplen las condiciones estándar (molino de bolas, descarga por rebalse, D=8’, molienda húmeda y circuito cerrado). Deben considerarse los siguientes factores de corrección: F1 = molienda en seco F2 = Molino en circuito abierto F3 = Factor de eficiencia por ϕ del molino F4 = Alimentación demasiado gruesa. F5 = Molienda de finos = P80 (descarga) ≤ 75μ

F6 = Baja RR (remolienda) del molino a) F1 = 1.3 b) F2 Tamaño control producto (% pasante) F3 (P1) 50 60 70 80 90 95 98

F2 1.035 1.05 1.1 1.2 1.4 1.46 1.57 1.7

c)

F3 = ? La eficiencia cambia con el ϕ del molino F3 = 1.0 para D = 8’ F3 = (8/D)0.2 para D ≠ 8’ F3 = 0.914 para D ≥ 12.5’

d)

F4 = ? Cuando la alimentación es mas gruesa que un cierto optimo entonces se debe calcular multiplicando w1 por el factor F4 𝐹 − 𝐹𝑜 𝑅𝑅80 + (𝑤1 − 7) [ 80 ] 𝐹𝑜 𝐹4 = … … … (2) 𝑅𝑅80 Fo = tamaño óptimo de alimentación 13

𝐹𝑜 = 4000√ ………(3) 𝑤1

RR80 = tamaño de remolienda en μ w1 = Indice de trabajo del mineral [Kw-h/Ton.corta] F80 = tamaño en la alimentación en μ (80% pasante) e)

F5 = ? Cuando el P80 es menor que 75μ 𝐹5 =

f)

𝑃80 − 10.3 … … … (4) 1.145 ∗ 𝑃80

F6 = ? Cuando RR80 ≤ 6 (generalmente ocurre una remolienda de concentración y relaves) se usa el factor 6. 20(𝑅𝑅80 − 1.35) + 2.6 𝐹6 = … … … (5) 20(𝑅𝑅80 − 1.35)

Paso 3 El valor corregido del índice de trabajo w1(corr) se calcula desde: W1(corr) = W1(pasa) x F1 x F2 x F3 x F4 x F5 x F6 …………(6) Paso 4 Cálculo del consumo específico de E (energía) para ir de F80 (tam.alimentación)  P80 (tam. Prod) Para determinar la energía específica necesaria para reducir el material con W1 desde un F80 hasta un P80 1 1 ̅ = 𝑊1(𝑐𝑜𝑟𝑟) . 10. [ ∈ − ] … … … (7) √𝑃80 √𝐹80 Paso 5 Se especifica el flujo másico F(ton/h) que hace viable el proyecto. Paso 6 Cálculo de la potencia mecánica en el eje del molino PM = Ē x F [Kw] PM = 1.341 x F2 x F [HP] ………………..(8)

Nota: Agregar pérdidas de eficiencia de transmisión, reductores, motores. Paso 7 Cálculo de potencia eléctrica = PE PE = PM/z ……….(9) z = % eficiencia , ejem: z = 95% Paso 8 Cálculo de diámetro = D 𝐷=[

𝑃𝐸 𝐿 𝐾𝑏 (𝐽)0.461 (𝜑𝑐 )1.505 ( ) 𝐷

1 3.5

]

… … … (10)

PE = potencia eléctrica J = Nivel de llenado del molino en % [ejem: 25%] L = Longitud molino [pie] D = ϕ molino [pie]

φc = fracción de la velocidad crítica en % (ejem. 60 – 80%) Kb = factor de proporcionalidad Kb = 4.365*10-5 Descarga por rebalse molienda húmeda Kb = 4.912*10-5 Descarga por parrilla molienda húmeda Kb = 5.456*10-5 Descarga por parrilla molienda seca Paso 9 Una vez que se tiene D se calcula L a partir de la razón L/D (ejem: L/D= 1.2-1.8) En el caso que D ≠ 8’(o el deseado) se debe recalcular El valor de F3 = (8/D)0.2 y repetir todo el proceso desde el paso 4 hasta el paso 9 Cribas vibratorias El materia a ser cribado bajo el efecto de la vibración tiende a desarrollar un estado fluido Estratificación. Por efecto del movimiento vibratorio ocurre lo siguiente: a) Las partículas gruesas suben a la parte superior de la capa de material b) Las partículas más pequeñas buscan su camino hacia la parte inferior de la capa a través de los espacios creados por las partículas gruesas. Factores de estratificación a) Velocidad del flujo del materia es función de: Espesor de la capa Características de la carrera Inclinación de la criba b) Características de la carrera es función de: Amplitud Dirección Rotación Tipo de movimiento y frecuencia c) Humedad superficial de las partículas.- Un alto contenido de humedad dificulta la estratificación. Probabilidad de estratificación Es una función de la relación entre el tamaño de la partícula y la abertura de la malla de la criba. a)

Las partículas con tamaño = d > 1.5a, a: abertura de la malla, tienen poca importancia para el resultado del cribado, pero si mayor influencia sobre el desgaste y consumo de energía b) Las partículas de tamaño d < 0.5a, también son poco relevantes ya que pasan fácilmente a través de la malla c) Las partículas de tamaño 0.5a < d < 1.5a se denominan “clase crítica” y determinan tanto la eficiencia como la capacidad, ya que: a. A menudo, las partículas 0.5a < d < a requieren varias tentativas antes de pasar a través de la malla. b. Las partículas a < d < 1.5a atascan muchas aberturas antes de salir de la malla como material retenido. Clasificación

Movimiento de vibración - Se produce por medio de mecanismos vibrantes de masas excéntricas con las siguientes características:  Amplitud de movimiento = 1.5 a 5mm  Rango RPM = 700 a 1000 - Una buena calidad de separación  una buena relación entre amplitud y frecuencia. - Cuando el material se traslada sobre la criba es deseable que:  Las partículas no caigan en la misma abertura  Las partículas no salten varias aberturas - Por lo tanto se debe tener en cuenta:  Abertura mayores  mayor amplitud - menor velocidad  Abertura menores  mayor amplitud – mayor velocidad  Movimiento de vibración en criba inclinada - En una criba inclinada la vibración se produce por un movimiento circular en un plano vertical - La vibración levanta el material produciendo estratificación y las partículas se trasladan sobre la superficie de la criba debido al movimiento vibratorio y la inclinación.

Movimiento de vibración en cribas horizontales - El movimiento deberá ser capaz de transportar el materia sin ayuda de la gravedad. - Un movimiento rectilíneo con una inclinación aprox. de 45° con relación a la horizontal, produce la componente vertical que permite la estratificación y un componente horizontal que permite el transporte.