Laboreoiii 1qj5j

Diseño de explotaciones mineras

Laboreo III

UNIVERSIDAD POLITÉCNICA DE MADRID

Escuela Técnica Superior de Ingenieros de Minas Cátedra de Laboreo de Minas

CURSO DE LABOREO III DISEÑO DE EXPLOTACIONES MINERAS

Profesores: D. Fernando Plá Ortiz de Urbina D. Juan Herrera Herbert D. Juan Pedro Gómez Jaén D. Isidoro Moyano Encinas D. Víctor Manuel López Aburto (Universidad de México)

Mayo 2003


Laboreo III

ÍNDICE DE TEMAS Y LECCIONES BLOQUE 1. INTRODUCCIÓN Objetivos específicos 1.1. Definiciones de minería, mineral y mina. Clasificación de los minerales. 1.2. Clasificación de los yacimientos. Clasificación de las rocas. 1.3. Planteamiento general de una mina. Infraestructura de la mina. 1.4. Clasificación de los métodos, sistemas y procesos mineros. 1.5. Definición de diseño de una explotación minera. BLOQUE 2. DISEÑO DE LOS MÉTODOS DE MINERÍA SUBTERRÁNEA. Objetivos específicos 2.1.Métodos sin sostenimiento. 1) Cámaras y pilares. Criterios geométricos. Variantes. 2) Subniveles. Criterios geométricos. Variantes. 3) Hundimiento. 4) Metodología operativa. 5) Criterios geométricos. Variantes. 6) Maquinaria principal. 7) Capacidades, rendimientos, productividades y costes. 2.2. Métodos con sostenimiento. 1) Técnicas y procedimientos de sostenimiento. 2) Criterios geométricos. Variantes. 3) Maquinaria principal. 4) Capacidades, rendimientos, productividades y costes 2.3. Métodos con relleno. 1) Criterios geométricos. Variantes. 2) Maquinaria principal. 3) Capacidades, rendimientos, productividades y costes. 2.4. Estudio de un caso BLOQUE 3. DISEÑO DE LOS MÉTODOS DE MINERÍA A CIELO ABIERTO. Objetivos específicos 3.1 Minería superficial. 1) Canteras. Criterios geométricos. Variantes. 2) Maquinaria principal. Capacidades, rendimientos, productividades y costes 3.2 Minería profunda. 1) Descubiertas. Criterios geométricos. Variantes. 2) Cortas. Criterios geométricos. Variantes. 3) Maquinaria principal Capacidades, rendimientos, productividades y costes. 3.3 Minería de materiales blandos. 1) Maquinaria principal 2) Capacidades, rendimientos, productividades y costes 3.4 Minería de materiales duros. 1) Maquinaria principal 2) Capacidades, rendimientos, productividades y costes 3.5 Estudio de casos reales


Laboreo III

BLOQUE 4. SELECCIÓN DE LA MAQUINARIA Y LOS PROCESOS. Objetivos específicos 4.1. Clasificación de los procesos mineros y los equipos adecuados. 4.2. La maquinaria de arranque. Perforación y voladura de rocas duras. El arranque directo. Las rotopalas. Las dragas. Las Dragalinas. Los minadores y tuneladoras. El ripado o arranque mecánico con tractor. 4.3 La maquinaria de carga. Criterios básicos de selección del sistema de carga principal. Excavadoras, palas, mototraillas y otras. 4.4 La maquinaria de transporte. Criterios básicos de selección del sistema de transporte principal. Los volquetes, los trenes, las cintas y otros sistemas. Comparación entre los sistemas. 4.5 Estudio de casos reales BLOQUE 5. SERVICIOS MINEROS Objetivos específicos 5.1 Servicios mineros. Aspectos generales Maquinaria de servicios mina. 5.2 Drenaje y desagüe. Sistemas de drenaje y el desagüe por bombas y tuberías. 5.3 El control de leyes 5.4 Los talleres mineros. Ubicación y planteamiento de los talleres. Fijos y móviles El diseño del taller y la estación de servicio. 5.6 Los neumáticos en la minería. Geometría y estructura del neumático. Tipos, Selección y determinación del neumático para las máquinas mineras. Coste del neumático. 5.7 Estudio de casos reales


Laboreo III

BLOQUE 1

INTRODUCCIÓN

Profesor D. Fernando Plá Ortiz de Urbina


Laboreo III

En el nuevo Plan de Estudios de la titulación de Ingeniería de Minas, llamado Plan de 1996, se establecen las nuevas asignaturas opcionales para cada “intensificación” o antiguas “especialidades”, permitiéndose la creación de algunas que complementan las llamadas “Troncales”, entre las que están las dos nuevas asignaturas de Laboreo de Minas, Laboreo I y Laboreo II y Explosivos, que dividen en dos cuatrimestres la antigua de Laboreo de Minas, que tradicionalmente se impartía en 5º curso, situadas ahora en el tercer curso o lo que es lo mismo en el primer ciclo de la carrera. Parece, y así lo reconoce el esbozo de asignaturas para el segundo ciclo, muy preciso crear otras asignaturas complementarias de aquellas que por su contenido y titulo del libro correspondían a los “Fundamentos del Laboreo de Minas”. En el primer año que se ha impartido el curso de 5º del Plan 1996 se ha creado la asignatura de “Evaluación y Planificación minera”, que ha tenido, no solo una buena acogida por los alumnos, sino que también ha dado lugar a la creación de un moderno y completo texto aplicado, editado informaticamente, innovando la presentación de los apuntes tradicionales y con los estudios de casos, entre ellos la valoración y estudio de viabilidad de una mina virtual lo que también ha permitido la incorporación de nuevos profesores en la enseñanza del Laboreo en la Escuela de Minas de Madrid. Pero entre los Fundamentos y la Valoración de un Proyecto minero está lo que, modernamente, se llama el Diseño o Ingeniería de la explotación de una mina, que es el propósito de este nuevo curso, en el que van a colaborar los nuevos y antiguos profesores de la asignatura, repartiéndose no solo el trabajo, sino aplicando cada uno de ellos su mejor experiencia práctica y profesional, que no es poca. Tampoco se ha intentado reproducir los temas ya definidos conceptualmente en las dos asignaturas del primer ciclo, sino claramente darle un sentido más aplicado, moderno y específico en el desarrollo de casos de minas virtuales y muy especialmente en el proceso de la selección de la maquinaria, que es hoy en día el verdadero eje y sentido del diseño de una explotación, supeditándose a ella el propio método minero, la geometría y puede decirse, con cierta exageración, que es ella la que va a determinar la viabilidad o no de la posible explotación. Tan solo falta, para ser completo, desde un punto de vista de Laboreo minero, el estudio de los casos de desarrollo y diseño de una explotación por el método de sondeos, ya que en si constituyen una de las asignaturas Troncales en el cuarto curso del nuevo Plan de 1996.


Laboreo III

Como recordatorio de las definiciones que se daban en los primeros temas de Laboreo I e incorporando algunos nuevos conceptos está este primer Bloque que engloba los siguientes temas:

Objetivos específicos 1.1. Definiciones de minería, mineral y mina. Clasificación de los minerales. 1.2. Clasificación de los yacimientos. Clasificación de las rocas. 1.3. Planteamiento general de una mina. Infraestructura de la mina. 1.4. Clasificación de los métodos, sistemas y procesos mineros. 1.5. Definición de diseño de una explotación minera.


Laboreo III

1.1. Definiciones de minería, mineral y mina. Clasificación de los minerales. Resumiendo, como un recordatorio de lo explicado en el curso de Laboreo I, vamos a repetir las definiciones allí dadas de los principios actuales de los conceptos de Minería, Mineral y Mina. -17-

1.1.1. El concepto moderno de minería El gran cambio conceptual producido en la industria minera a partir de los años 60 del pasado siglo fue, básica y esencialmente, la sustitución del anterior concepto de mineral como una rareza, una concentración anormal de una sustancia en un determinado espacio e independiente del tiempo, un tesoro escondido, por un nuevo concepto más temporal, estadístico y económico, que partiendo del axioma de que toda la corteza terrestre, incluido el aire y el mar, es una gran mina al servicio de la humanidad, de ahí que el verdadero esfuerzo minero se debe poner más en hacer que en encontrar. De acuerdo con el Profesor Zinmmermann, en su libro de “Minerals Economic”: "Las minas se hacen más que se encuentran". "Los recursos no son, sino que llegan a ser". Hacer una mina es, simplemente, producir una sustancia mineral demandada por la sociedad a través de un mercado y con un precio remunerador. Es básicamente el precio, un reflejo de la necesidad social, quien convierte unas sustancias en minerales y con ello crea las minas. Además, es el propio mercado el que impone unas exigencias o condiciones, que muy raramente cumple directamente la naturaleza, bien por exigir unos mínimos o formas que no tiene la materia prima, bien por rechazar unos contenidos no deseables, impurezas o venenos, que hay que eliminar o reducir antes de poder venderla, por lo cual tenemos que procesar la materia prima para convertirla en un producto realmente comercial. De ahí que, junto al esfuerzo de la confirmación y evaluación de las reservas, que lleva a cabo el ingeniero geólogo y al trabajo de la extracción y transporte que ejecuta el ingeniero minero, haya que añadir el proceso de enriquecimiento o concentración que debe realizar el ingeniero mineralúrgico para lograr, finalmente, un producto vendible que responda a la demanda del mercado. Esta combinación de las tres técnicas, artes o ciencias: la Geología para buscar y encontrar los yacimientos, el Laboreo para explotarlos cabalmente con rigor y honestidad y trasportarlos hasta el consumidor o cliente y la Mineralurgia para procesarlos,


Laboreo III

enriqueciéndolos y eliminando los contenidos indeseables es lo que denominamos Minería y que se representa esquemáticamente en el diagrama siguiente:

Es lógico que unas sustancias tengan una mayor dificultad en ser encontradas por su escasez o profundidad, en cuyo caso domina más la geología que las otras dos técnicas, como es el caso de los metales preciosos o de los hidrocarburos, pero en otros casos el descubrimiento es fácil o elemental por aflorar o ser muy abundantes, como son las rocas o los carbones, pero su explotación y transporte resulta más complicado o complejo y en otros casos es el tratamiento del mineral encontrado y explotado por el laboreo el que resulta difícil y caro, como son en general los metales y que ha dado lugar a una especial técnica de la Mineralurgía como es la Metalurgia. Estas diferencias entre las técnicas de aprovechamiento de los minerales van a dar lugar a unas especializaciones que son el mayor atractivo de la carrera de Ingeniero de Minas y marca la característica más importante del buen minero, que es la gran variedad de sustancias y de conocimientos necesarios y por ello la necesidad de especializarse o como ahora se llama de intensificar su conocimiento. Recordemos la definición de Laboreo o Tecnología minera que dimos al principio curso de Laboreo I:

Este curso va dirigido a aquellos alumnos que voluntariamente han tomado la correcta decisión de especializarse en la Intensificación de Laboreo o Explotación de Minas.


Laboreo III

1.1.2. Definición del mineral Hace un siglo la Ley de Minas de 1869 definía los minerales como "Las sustancias útiles del reino mineral, cualquiera que fuera su origen y forma de yacimiento, hállense en el interior de la tierra o en la superficie, y para su aprovechamiento". Actualmente, en una sociedad dominada por los principios económicos, se debe definir el mineral como toda aquella sustancia del reino mineral que investigada, extraída, concentrada, transportada y vendida produce un beneficio económico, quedando, pues, tan sólo excluidos los vegetales y los animales y todas aquellas sustancias minerales que produzcan pérdidas económicas. El beneficio ha sustituido en el mundo actual al concepto de utilidad que primaba en siglos pasados. A partir de la fórmula B = Pv - ∑C > 0, en la que siendo: B

= Beneficio económico

Pv

= Ingresos por precio de venta y cotizaciones

∑C

= Suma de todos los costes geológicos, mineros y mineralúrgicos,

Aparece, así pues, el concepto de una calidad mínima o de una ley de corte a partir de la cual una sustancia pasa a ser ó considerarse como mineral, ya que si el valor obtenido de la sustancia explotable es:

Pv = ly x Pu x ŋ,

Al determinar la ley que llega a producir un beneficio B nulo: B = Pv - ∑C = 0 , Resulta la siguiente fórmula de la ley de corte:

lc = ∑C / Pu x ŋ

siendo: ly

= Ley del yacimiento estudiado

lc

= Ley de corte del mineral

∑C = Suma de todos los costes del proceso minero (geológico, extractivo y proceso) Pu = Precio unitario del producto vendible ŋ

= Rendimiento global de todo el proceso (geológico, extractivo y proceso)

Pv = Valor del producto vendible Especial cuidado se debe tener al aplicar las unidades en que se especifican las leyes del mineral (Grs/t, %, onzas/Tm. ), libras/st, etc) y las cotizaciones o monedas ($, €, Libras, rublos, etc. ) del precio unitario de mineral y de los costes de los procesos, que da siempre lugar a confusiones y errores, especialmente en la correcta determinación de los decimales. Se adjuntan algunos casos reales de minas en diferentes años de dos décadas:

Diseño de explotaciones mineras Año 1982

Laboreo III

Unidad

Mineral de cobre

Mineral de hierro

Carbón

Petróleo

Precio unitario

Ptas./ Kg.

150

2,50

7

20

Σ costos totales

Ptas. /Tm.

400

190

2500

1200

%

85

82

90

90

%

0,31

14,6

60 (cenizas)

6,6

Unidad

Mineral de cobre

Mineral de hierro

Carbón

Petróleo

Precio unitario

Ptas. / Kg.

250

3,50

7

26

Σ costos totales

Ptas./ Tm.

600

450

3500

1800

%

85

81

90

90

%

0,28

15,7

45 (cenizas)

9

Año 2002

Unidad

Mineral de cobre

Mineral de hierro

Carbón

Petróleo

Precio unitario

€ / Kg.

1,65

0,02

0,042

0,18

Σ costos totales

€/Tm.

4

2

15

10

%

85

80

90

90

%

0,28

12,5

60 (cenizas)

6,2

Rendimiento global del proceso minero Ley de Corte Año 1992

Rendimiento global del proceso minero Ley de Corte

Rendimiento global del proceso minero Ley de Corte

La clasificación de las cantidades de los recursos minerales de una determinada sustancia Y a una escala global o en particular dentro de un yacimiento en función de su calidad X, viene expresada, por su carácter aleatorio, a través de una ecuación de distribución lognormal, de acuerdo con la ley de Lasky, que se representa en el adjunto diagrama:

Y = K1 ∫ e-X / K2

siendo : x = las leyes o calidades del mineral, y = los recursos o cantidades contenidas en el yacimiento; K1 y K2 = unas constantes correspondientes a la sustancia y al yacimiento


Laboreo III

Como recursos económicamente explotables tan solo se deben aceptar aquellos cuya ley es superior a la definida como ley de corte, pasando las restantes sustancias de la curva de los recursos - leyes a ser consideradas como unos materiales marginales, latentes o estériles desde un punto de vista minero actual. La integración de los recursos minerales con una ley superior a la de corte nos da el conjunto de los recursos hoy explotables, que pasan a ser reservas tras la consideración de su fiabilidad económica, su explotabilidad y su recuperación mineralúrgica. Esto es, no todos los recursos son extraíbles en la mina o en la planta; en la mina porque es preciso abandonar ciertas áreas de protección, pilares, taludes, etc., con lo cual el rendimiento de la extracción no alcanza el 100%; y en la planta porque el proceso tampoco puede alcanzar una recuperación total a un coste razonable, sino que existen inevitables pérdidas en los residuos que limitan la posibilidad económica de alcanzar el 100%. El producto global de los rendimientos parciales de la minería y del tratamiento en la planta nos da el rendimiento final del proceso, que, muy raramente alcanza el 75%, salvo en aquellos casos de las rocas masivas, de las que, paradójicamente y, dado su bajo precio y abundancia, no importaría que se perdiera algo más. Es justamente a partir del conocimiento del precio, de la ley mínima y del verdadero rendimiento final, cuando se puede hablar de reservas, un concepto muy restringido del cual se ha especulado, normalmente, con poco rigor y con demasiada facilidad y alegría y que aparte de su verdadero carácter dinámico (variable como los precios y costes) debe ser exigente y rígido a la hora de ser aceptado y poder tener el valor de un activo minero como realmente le corresponde. Son las reservas económicamente explotables las que constituyen la base del proceso minero, las que hoy se pueden con rigor llamar minerales, en ingles “ore”, pudiéndose afirmar que se necesitan conocer en ellas con la mayor precisión: - su ley media que va a establecer el beneficio a obtener unitariamente por cada tonelada minada. - su cantidad que permite las amortizaciones de las fuertes inversiones en la investigación, la extracción y las plantas de proceso. - su distribución espacial o morfología del yacimiento que viene a determinar el método y la secuencia u orden de extracción y por lo tanto determina los costes mineros. Tan sólo un conocimiento aceptable, que disminuya la incertidumbre del riesgo a unos niveles isibles por los inversores, va a permitir obtener los elevados fondos necesarios


Laboreo III

para poder desarrollar el largo proceso que conduce a hacer una mina moderna, fuera de las anticuadas especulaciones que aceptaban unos enormes riesgos y que asimilaban la minería a una lotería. De ahí que volvamos a citar el cuadro de la Dinámica del proceso minero, en que se puede comprobar su carácter dinámico y cíclico marcado por la modificación de la demanda y su correspondiente equilibrio por el lado de la oferta que produce la aparición de nuevos yacimientos.

Puede afirmarse, con Blondel y Lasky, que no existe, técnicamente, ningún impedimento que nos limite "probar con certeza" las reservas de mineral existentes antes de explotarlas. No solo las variaciones económicas sino, también, las temporales o mentales limitan más la verdadera posibilidad de llegar a un conocimiento más seguro y certero, que disminuya el nivel lógico de incertidumbre de las reservas minables. ¿Cuales han sido, son y serán las sustancias, o los minerales que, en un cierto momento, la sociedad necesita y demanda?. Evidentemente son tantas y tan cambiantes como la propia sociedad y como ella tiene una tendencia creciente, cíclica y oscilante, lo que se refleja, obviamente, en los precios que está dispuesta a pagar por las mismas en cada momento. Una clasificación, de acuerdo con la historia de la propia humanidad, en la que su avance o desarrollo siempre vino definido por la necesidad de alguna sustancia minera, y ello dejando aparte el más importante mineral para el ser humano como es el agua, que en cualquiera de sus formas de utilización y precio, supone más de unos 300.000 millones de toneladas por año que, por su importancia social, económica y numérica, alteran y deforman las posibles y necesarias comparaciones con los otros minerales;


Laboreo III

Granito

Pirita

Carbón

Halita

Rocas

Metales

Combustibles

Minerales industriales

Con una importancia relativa muy diferente según se mida la cantidad o el valor de acuerdo con los gráficos siguientes correspondientes al año 2 000:

Porcentaje en peso 2%

36% 59% 3% ROCAS

METALES

ENERGÉTICOS

INDUSTRIALES

Porcentaje en valor 3%

18%

8%

71% ROCAS

METALES

ENERGÉTICOS

INDUSTRIALES

Diseño de explotaciones mineras 1.1.3

Laboreo III

Definición de mina.

Recordemos los pasos que generalmente y en unos ciclos largos llevan desde una anomalía o indicio hasta lo que vamos a llamar una mina, que no es más que el final operativo de un largo camino de técnica, conocimiento y voluntad de un equipo humano con el propósito de producir una sustancia mineral. De la misma forma que en el siglo pasado se produjo la gran evolución en el concepto de mineral, una definición del concepto de "mina", más clara y exigente, se ha venido imponiendo en los últimos tiempos, habiendo sido ya itida internacionalmente por los Organismos internacionales competentes, y especialmente por las grandes Instituciones financieras públicas o privadas. Al anticuado y popular concepto, que aplicaba el título o nombre de mina a cualquier manifestación de minería antigua o moderna, grande o pequeña, rentable o no, etc. se ha venido a superponer, sin todavía haberse logrado un convenio público, un criterio más selectivo, de acuerdo con el grado de las reales fiabilidades geológica y económica. Así se han llegado a diferenciar, conceptualmente, las siguientes cuatro etapas para llegar al verdadero concepto de MINA: Indicios, que así se deben denominar a las existencias de datos técnicos, históricos, istrativos e incluso verbales que pueden indicar la aparición de algún valor representativo de una anomalía, tales como denuncias, muestras, afloramientos, viejas labores mineras, historias locales, existencia de unas formaciones geológicas similares e incluso de algún sondeo o diagrafía, pero sabiendo que un solo sondeo o dato no define una mina, ya que no se puede hablar en un modo formal de una estructura o modelo del depósito, ni de la cantidad, ni de la calidad medida de la sustancia contenida o mencionada, sino tan sólo de una potencial de existencia de unos valores por encima de las leyes mínimas económicas. Criaderos, que así podemos llamar a aquellas estructuras geológicas relativamente determinadas en un espacio concreto, pero sin llegar a conocer, todavía, suficientes datos de la cantidad y la calidad que permiten pasar a una valoración económica. Puede, geológica y geofísicamente, tener determinados esa estructura unos límites geográficos, pero no se puede establecer, todavía, ni minera ni mineralúrgicamente, su fiabilidad o explotabilidad económica. Yacimientos, que así denominamos a aquellos criaderos o depósitos que, habiendo sido ya evaluados en su disposición espacial, en su distribución, en cuanto a su tonelaje y leyes, e incluso habiéndose estudiado inicialmente su posible método de explotación, pero que,


Laboreo III

todavía, están por desarrollar o que han sido parados coyunturalmente por razones políticas, tecnológicas o económicas. Mina es así, por tanto y finalmente, la explotación que está en operación, que tiene una producción regular, que logra su comercialización y con ello genera unos flujos de ingresos y gastos que dan como resultado real un beneficio económico y/o social. En algunos casos, aquello que realmente importa a la sociedad es la creación de una corriente de servicios que pueda derivarse de la explotación de tales recursos mineros, más que la propia naturaleza física del recurso mismo. Intermedio entre los conceptos de yacimiento y de mina, se debe de incluir la etapa denominada como Proyecto, que por su gran importancia cada vez mayor en tecnología, en tiempo y dinero, así como por llevarse a cabo en esta fase muy importantes inversiones y los trabajos de ingeniería y diseño, de construcción y de preparación de la mina, tiene ya un carácter positivo y real de empleo, de mano de obra y de generación de trabajo, riqueza y conocimiento. Es probablemente la etapa más ingenieril y atractiva para los técnicos que van a diseñar el método, los sistemas y elegir la maquinaria y formar el personal. 1.1.4 Pasos para llegar a la mina A partir del indicio o de la anomalía inicial, el equipo geológico procede, de acuerdo con su rigor, buen saber y conocer, a establecer y determinar un modelo, que, si en un principio se puede apoyar en unas hipótesis o en unas interpretaciones imaginativas, tiene que irse consolidando con el tiempo en unos datos más reales que permitan unas cuantificaciones cada vez más aproximadas, más certeras, que a su vez van confirmando o reajustando el modelo. Es decir, se van incorporando, paso a paso, nuevos datos reales para lograr la aproximación del modelo a la realidad. Los tradicionales medios mineros para la obtención de estos necesarios y básicos datos geológicos han sido, son y serán: - La geología - la geofísica - los sondeos y barrenos - las calicatas - los pozos y galerías - las minas pilotos - los análisis químicos y físicos.


Laboreo III

Como una técnica fundamental de aportación de datos en forma económica, rápida y eficaz, debe destacarse la realización de los sondeos, que si bien tradicionalmente han sido realizados con la captación del testigo en una forma continua, modernamente se pueden realizar bien por la simple captación del polvo, para su análisis, ó bien por la introducción de unos útiles especiales de testificación geofísica, que, a través de medidas indirectas, pueden obtener Diagrafías o datos puntuales de localización de los terrenos atravesados. En este caso se puede hablar mejor de barrenos en lugar de sondeos y no se debe tratar de una técnica sustitutiva, sino complementaria del tradicional y bien clásico testigo continuo, cuya utilidad no es, ya sólo, el contenido en leyes de los minerales, sino también la obtención de unas muestras de carácter geomecánico y mineralúrgico, así como de una caracterización de los terrenos atravesados.

PASOS EN LA ESTIMACION DE RESERVAS DE MINERAL EXPLOTABLE DATOS GEOLOGICOS Y MINERALOGICOS

1 GEOMETRIA

TECNICAS DE

2 GEOESTADISTICA

INTERPOLACION

3 OTRAS

CRITERIOS ECONOMICOS

MODELO DE INVENTARIO DEL MINERAL

1 PRECIOS

OPTIMIZACION ECONOMICA

MODELO

RESERVAS

ECONOMICO

EXPLOTABLES

2 COSTOS

1 LEY DE CORTE

3 RENDIMIENTOS

2 RATIO LIMITE

4 OTROS COSTOS

3 CRITERIOS CORPORATIVOS

5 OTROS CRITERIOS

4 OTROS CRITERIOS

Tipos y clases de sondeos necesarios en un proyecto minero


Laboreo III

1.2. Clasificación de los yacimientos. Clasificación de las rocas. 1.2.1. Clasificación de los yacimientos. Resulta en principio difícil, cuando no muy discutible, establecer una clasificación de los yacimientos existentes, ya que como es bien sabido cada mina es diferente de las otras, según una especie de axioma popular, especialmente entre los mismos geólogos y mineros, pero es evidente que aun cuando en el fondo sea algo cierto, un mínimo de coincidencias entre los yacimientos permite una clasificación como ya establecimos en el capitulo XVI correspondiente de Laboreo I. Justamente los Rusos, a través de su Academia de Ciencias y mediante los libros del Profesor Rhzevsky, nos permiten disponer de unas clasificaciones muy útiles para el objeto de este curso, ya que por sus razones, correctas y mineras, son muy prácticas para seleccionar los métodos y con ello permitir una modelización del diseño de la mina, así como una razonable secuencia de explotación, base fundamental de la planificación minera que se ve en la asignatura de intensificación de 5º curso, Desde un punto de vista morfológico, esto es de la forma del criadero y no de su tamaño o situación espacial, los yacimientos mineros pueden ser clasificados por sus características geométricas en: Isométricos, montañosos y masivos Sedimentarios. Horizontes o capas Columnares, filonianos, verticales y profundos Complejos. Escamas tectónicas. Varios. Estructuras intermedias de las anteriores y especialmente los criaderos aleatorios del tipo stockworks. Isométricos – Son aquellos depósitos masivos con unas dimensiones más o menos del


Laboreo III

mismo orden, similares, en todas las direcciones, con unos elevados potenciales de recursos. Son los casos de las grandes reservas de rocas, áridos, minas de hierro, depósitos de bauxita, etc. En general se caracterizan por ser minerales muy abundantes en la corteza terrestre y que aflorando o casi permiten una gran explotación con larga vida y bajos costes. Se podrían incluir entre ellos los grandes yacimientos de minerales metálicos con muy bajas leyes como los de cobre, piritas, zinc en formas de stockworks, que citaremos también entre los aleatorios. Horizontes o capas: Son los depósitos preferentemente extendidos en dos de las dimensiones, denominado campo o cuenca y en el sentido normal una extensión o potencia mucho más reducida, aunque se llegaran a sumar todas las capas u horizontes mineralizados, lo que en general supone unos más limitados recursos. Son los casos de los yacimientos de las cuencas de carbón, fosfatos, sales, Bauxita, Petróleo, etc., generalmente con unas estructuras producto de una sedimentación tranquila y regular, aunque posteriormente hayan sido deformados por la tectónica. Se suelen clasificar en función de la inclinación de los buzamientos en horizontales, inclinados a favor de ladera o en contra de la ladera, lo cual es muy importante a la hora de la explotación minera.

Pipas, filones o estructuras columnares son aquellos depósitos que se extienden preferentemente en una sola dirección, generalmente la vertical o muy inclinados y en el sentido normal al rumbo tienen una potencia limitada y una corrida extensa, y con un limitado volumen de recursos. Son los casos de los filones de metales preciosos, de rocas industriales y de algunos minerales metálicos muy ricos, con una mayor o menor potencia.


Laboreo III

Generalmente son unas formaciones con una génesis de tipo ígneo o hidrotermal y con una tectónica muy accidentada. Son los casos de las minas más ricas y famosas del mundo durante siglos pasados como Almadén o Linares en España, Witswaterrand en África del Sur, Real de los Ángeles en México, Potosí en Bolivia, etc., pero han perdido parte de su gran importancia, no por su agotamiento en profundidad, sino por su difícil mecanización, que los ha sustituido por otros depósitos en los que se puede aplicar unos métodos más mecanizados, aunque las leyes de los yacimientos sean mucho más bajas. Complejos, cuando el depósito tiene unas dislocaciones geológicas que lo doblan con sinclinorios y anticlinorios sucesivos y que, evidentemente, se pueden dar en los anteriores, pero que fundamentalmente van a complicar la exploración, la evaluación de los recursos y posteriormente la explotación y su planificación. Sin embargo cada día son más abundantes, aunque solo fuera porque su complejidad los ha abandonado o no considerado viable en épocas anteriores y por tanto tienen un importante futuro. Estructuras intermedias de las anteriores, como las lentes o escamas, los filones, doblados, fallados o tectónicamente complicados e incluso invertidos. Existe una muy variada representación entre combustibles, metales o minerales industriales de estructuras cada vez más difíciles y complejas con unas génesis mixtas de hidrotermalismo, tectónica y metamorfismo. Con relación a la superficie de un depósito puede aceptarse la siguiente clasificación: Superficial o aflorante que han sido los más abundantes hasta el siglo pasado e incluso actualmente dan lugar al gran uso del método a cielo abierto. Yacimientos en ladera, muy típico de las cuencas carboníferas especialmente en España por su complicada tectónica, que precisamente los hizo aflorar. Yacimientos bajo el agua, que en opinión de este autor es la gran esperanza minera del siglo XXI por la explotación en el fondo del mar y de lagos, aun cuando se hayan explotado desde hace siglos, pero a poca profundidad, como es el caso de los aluviones de metales preciosos, graveras o diamantes A su vez y en relación con el relieve topográfico, estos yacimientos pueden clasificarse o subdividirse en:


Laboreo III

1) Llanos 2) Inclinados en colina 3) Montañosos 4) Bajo el agua (aluvial y submarina)

La relación entre la superficie topográfica y la morfología del depósito determina el método minero y las posibilidades de una mayor o menor mecanización. La posición relativa entre el depósito mineral y la superficie en cuanto a su profundidad permite clasificar los depósitos en: Yacimientos superficiales, que afloran o que están a una profundidad pequeña (hasta 50/100 m. Puede definirse como minería superficial o "surface mining". Son los casos de la mayoría de las canteras y muchas explotaciones de carbones por trasferencia. Yacimientos profundos, que aflorando o no, se extienden, para la mayor parte de sus reservas, a profundidades superiores a los 100 m y que pueden llegar hasta los 1 000 m. Es la denominada minería a cielo abierto u "open pit mining" que puede actualmente llegar a casos de 800 m como en Chuquicamata y Escondida en Chile o Bingham Canyon en EE.UU.


Laboreo III

Para profundidades superiores y hasta los 4 000 m se puede utilizar la minería subterránea, como es el caso de la minería de oro en África del Sur. Para más de 3 000 m de profundidad y hasta los 7 000 m hay que pensar en la minería por sondeos. Y finalmente en función de sus características geométricas de tamaño, superficie, profundidad, volumen y vida se puede establecer el siguiente cuadro:

TAMAÑO

SUPERFICIE EXPLOTABLE en Km2

PROFUNDIDAD en m

VOLUMEN TOTAL en Mm3

VIDA en años

Pequeño

0.4

20 - 40

10

10

Mediano

0.4 - 2

40 - 100

40 - 100

10 - 25

Normal

2.5 - 6

100 - 200

100 - 500

25 - 30

Grande

4 - 20

100 - 250

500 -2000

30 - 60

Gigante

10 -40

200 - 800

2000 -10000

60 - 100

1.2.2. Clasificación de las rocas. Recordemos algunos de los principios establecidos en el capitulo XXV de Laboreo II y Explosivos para tratar de establecer algunos criterios que permitan clasificar las rocas que se van a encontrar a lo largo, ancho y profundo del depósito que se pretende explotar desde un punto de vista aplicado y práctico. La primera clasificación de las rocas, ha sido y es el propio origen geológico de las mismas, magmática, metamórfica y/o sedimentaria; un segundo paso ha sido, desde muy antiguo el estudio, como en la clasificación de MOHS, de aquellas propiedades de diversa naturaleza que suministraban una mejor información para la correcta selección del sistema de arranque, carga y transporte más adecuado para un movimiento de rocas en la minería y en las obras públicas. En los sondeos de petróleo se utiliza desde los años de 1920 el índice de Protodiakonov para clasificar las rocas que van a perforarse. Pero durante la realización del proceso minero, la roca va a estar sometida a todo tipo de importantes variaciones de carácter mecánico o natural (impactos, corte, compactación, desplazamiento, alteración por la lluvia o viento, etc.) que alteran su estado inicial o de laboratorio. No es raro que los polvos del verano seco se trasformen en barro en invierno o época lluviosa.


Laboreo III

El buen proyectista minero que va a realizar el diseño de la mina debe por tanto estar bien familiarizado con las propiedades y características de las rocas, que con mayor frecuencia necesita para utilizar y seleccionar bien la maquinaria, tales como: - Resistencias mecánicas a la acción de varias fuerzas. - Dureza, porosidad y fragilidad. - Densidad, humedad y esponjamiento. - Tenacidad, estabilidad y abrasividad. Como puede observarse, alguna de esas propiedades son las que habitualmente se determinan en los estudios que corresponden a la asignatura de Mecánica de Rocas, que se imparte en este mismo curso, aunque el enfoque y la finalidad de los mismos son, en parte, distintos, ya que dichos estudios se realizan estáticamente sobre la roca en su estado sólido natural, y tratan básica y fundamentalmente de determinar la estabilidad dinámica de los huecos que se van a generar, mientras que para la elección de la maquinaria de carga, del transporte y de manipulación se requiere un conocimiento más real y dinámico de dichos parámetros por las inevitables variaciones que va a sufrir durante el proceso minero. No existe prácticamente ningún ensayo de laboratorio que reproduzca, ni siquiera de una forma aproximada, los mecanismos de rotura de la roca bajo la acción de un útil o vástago de acero y menos aún el grado de alteración que el tiempo, la atmósfera y el propio proceso imponen en el material rocoso. Además las muestras de laboratorio son, por lo general, de un tamaño bastante menor que las zonas afectadas por dichos útiles en la roca. Paralelamente a la dificultad en el conocimiento geodinámico de las propiedades de las rocas, con el aumento en tamaño de los equipos de arranque y la utilización de materiales especiales como aceros, agua, aleaciones, gomas y plásticos en las zonas de o con la roca o mineral, nuevos parámetros geotécnicos de los macizos rocosos han pasado a ser considerados en los trabajos de caracterización con vistas a su aplicación a la maquinaria. Así, actualmente, se han empezado a estudiar todas las discontinuidades estructurales, su espaciamiento, su orientación, la forma de los bloques conformados, el material de relleno de las fisuras, y otros parámetros bastante más relacionados con la forma en que la minería se va a llevar a cabo en forma real. Por último, existen otros factores, que si bien secundarios en la mayor parte de los casos, puedan llegar a ser decisivos en el éxito o fracaso económico de la utilización de la maquinaria o equipo elegidos, tales como la capacidad portante de los terrenos, la pegajosidad, la abrasividad, etc.


Laboreo III

La esencia misma de las operaciones mineras está en la capacidad del sistema para sobrepasar la resistencia que la roca opone a su separación, desagregación y transferencia a un nuevo lugar. Cuando, como en la minería a cielo abierto o para la moderna minería subterránea y no menos para la minería por sondeos, la mecanización es consustancial con el propio método, no es solo importante la separación del macizo rocoso y su transporte, sino que también se debe asegurar por el estudio y el conocimiento, que los medios de mecanización van a operar fiablemente a lo largo del tiempo, manteniendo una alta productividad y buena disponibilidad con objeto de lograr el deseado y necesario bajo coste operativo. Cada Escuela de mineros del mundo, y hay cientos, ha establecido su propia clasificación con mayor o menor éxito, pero finalmente se ha llegado a un compromiso entre los geotécnicos del mundo occidental para aceptar la clasificación del Profesor Rocha de la Universidad Técnica de Lisboa y aprobada en el Congreso Internacional celebrado en dicha capital en 1974 y que por tanto vamos a aceptar para este curso tanto para la fase de diseño geométrico como para la selección de la maquinaria más apropiada para cada proceso minero. CLASIFICACIÓN DE ROCHA TIPO

DEFINICIÓN

I

Muy dura

> 200

II

Dura

60 -150

III

Media

20 - 60

IV

Blanda

6 - 20

V

Tierras

0.2 - 6

VI

Suelos

< 0.2

RESISTENCIA A LA COMPRESIÓN SIMPLE (MN/M2 )

EJEMPLOS

Granitos duros de grano fino, dioritas, taconitas y cuarcitas Pórfidos, basaltos, andesitas, gabros, skarns, granitos blandos Calizas duras, pizarras, dolomías, areniscas, etc. Yesos, carbones, bauxitas, lignitos negros, pizarras y calizas blandas. Lignitos pardos, arenas, caolines, gravas, y los antiguos vertederos de tratamientos mineros. Arcillas, limos, fondos de ríos y lagos, turberas y lodos o residuos de los tratamientos mineralúrgicos.

Dos comentarios importantes dentro de esta clasificación como es, por una parte la comprobación de cómo un mismo material rocoso o mineral cambia de tipo por haber sido sometido a alguna modificación por un proceso como puede ser la voladura, la trituración o la molienda y también, y esencial para el diseño de la mina, que existen dos grupos claros de materiales rocosos separados claramente por su resistencia a la compresión simple, de


Laboreo III

tal modo que van a dar lugar a dos minerías muy diferenciadas como son la minería blanda para los tipos IV, V y VI y la minería dura para los materiales rocosos de los tipos I, II y III, que van a requerir la aplicación de voladuras para disminuir sus resistencia y lograr unos fragmentos que puedan dar lugar a su posterior carga y transporte. Como veremos esta separación parece artificial, aun cuando nos va a guiar en la primera etapa para elegir fundamentalmente el sistema operativo entre continuo o discontinuo. Por lo pronto en las rocas del tipo III siempre tendremos la duda de si arrancar directamente, por ejemplo ripando o bien volar que, en principio, en la minería a cielo abierto la prioridad es volarlo, mientras que en interior se tiene más la tendencia es de aplicar el arranque directo por rozadora, tuneladora o cualquier minador continuo. Sin embargo, cada día se está comprobando una mayor diferencia entre las dos minerías, ya que han dado lugar a la aparición de unas máquinas muy diferentes y con ello han creado la obligación al minero de adaptarse a este nuevo mercado de los fabricantes, que en realidad y con reconocimiento son los verdaderos investigadores que desarrollan la moderna minería. 1.3. Planteamiento general de una mina. Infraestructura de la mina. El actual concepto de “mina” supone una gran inversión de capital en un complejo industrial, lo que es bastante más que la simple apertura de un hueco en el terreno para extraer el mineral valioso y rentable dejando fuera algunos estériles o marginales y muy especialmente la necesidad de una fuerte inversión en una infraestructura y desarrollo del planteamiento de la mina, lo que cada vez es más frecuente en las modernas minas, que se desarrollan en zonas del planeta, como realmente fue siempre, alejadas de la civilización, y ello exige llevar hasta esas zonas los medios e infraestructuras de que carece por ser en general vírgenes y apartadas. Desde el punto de vista del diseño o ingeniería tres son los planteamientos necesarios de la infraestructura de cualquier mina y con cualquier método o sistema que vayamos a emplear: Terrenos, agua y energía. 1.3.1.Terrenos En primer lugar para poder llevar a cabo el proyecto minero hace falta la disponibilidad de unos terrenos, que en la mayoría de los casos hay que adquirir a un elevado precio, aunque solo fuera por que los propietarios del mismo suben el precio al saber que hay minerales en el subsuelo, del que en principio no son ni propietarios ni descubridores. Los terrenos son, además de los precisos para la mina con sus futuras expansiones, los necesarios para las plantas de tratamiento, talleres, oficinas, laboratorios, almacenes, vertederos, stocks de


Laboreo III

minerales o marginales, presas de residuos y de diferentes aguas buenas o tratadas por el proceso, estaciones de servicio y de abastecimiento eléctrico, depuradoras de agua, poblados, s de carreteras, aeropuertos o puertos, viviendas, poblados y un impreciso número de rios que deben suponer un factor de cobertura no inferior al 20%. La compra o concesión pública de todos estos terrenos debe realizarse lo antes posible por que, una vez la mina en marcha, los propietarios de los terrenos adyacentes al proyecto los encarecerán notablemente, por lo que una falta de previsión inicial se paga luego demasiado cara, hasta el punto de poder limitar el futuro de un proyecto o tener que recurrir al lentísimo y caro proceso de la expropiación forzosa. Como ejemplo real y actual un proyecto mediano puede necesitar a lo largo de su vida una 2 000 Hectáreas como es el caso de la nueva mina de las Cruces en Gerena (Sevilla) en una de las zonas más fértiles y caras de las agrícolas de España. La disposición espacial de todas las infraestructuras alrededor de la explotación minera es lo que se conoce y definimos como Lay-out o implantación, que debe ser estudiada y proyectada con una visión a largo plazo para que las futuras expansiones de la mina no afecten a instalaciones, al mismo tiempo que estas deben ser calculadas con vistas a unas mayores máquinas o necesidades de crecimiento de la producción por haberse desde el principio establecido el proyecto inicial como un primer módulo para, posteriormente, al alcanzar la rentabilidad esperada poder ser ampliada la mina en módulos mayores. Especialmente importante es la adquisición de los terrenos necesarios para la ubicación de los vertederos, presas de residuos y balsas de aguas de proceso, que por las razones actuales de impactos medio-ambientales, deben ser diseñados y proyectados con la posibilidad de su recuperación, utilización o tratamiento posterior a la finalización de la mina. No debe olvidarse nunca el doble principio de que el mejor vertedero es el que no existe, por haberse vendido el estéril, o el propio hueco del yacimiento una vez explotado y terminado, bien por fases, en cuyo caso estamos aplicando una cierta trasferencia o bien al final de todas las operaciones extractivas del mineral. En este caso, más incluso que en los talleres, oficinas y viviendas es preciso calcular las necesidades de espacio con un factor de cobertura mucho mayor que en los anteriores.


Laboreo III

1.3.2.Agua En segundo lugar, la mina en su infraestructura inicial, necesita de una garantía de agua en el suministro, no solo potable sino fundamentalmente industrial, a lo largo de toda la vida de la mina para lo cual no solo debe buscar y poseer la fuente de esa agua, sino que tendrá que tener los suficientes almacenes o presas para regular los caudales a lo largo de todo el año y muy especialmente disponer de la misma en el periodo seco, que en principio debe suponer de unos 6 meses de consumo. Si este consumo, por ejemplo, se estima en unas 4 m3 de agua por Tm de mineral tratado para una mina media de 100.000 Tm./día, será preciso utilizar unos 400.000 m3 /día, lo que exigiría disponer en presas de 72.000.000 de m3, lo cual es demasiado y obliga a pensar desde la etapa del diseño del proyecto en la necesidad de una recirculación y recuperación del agua tratada en un orden elevado superior al 80%, y obliga a diseñar y construir unas presas de residuos con recuperación del liquido por decantación de los sólidos y rebombeo hacia las plantas de proceso. Es buena práctica también la construcción de espesadores en la planta para la recuperación de la aguas en todas las fases de tratamiento por la recirculación de las mismas, que como están acondicionadas en sus características físicoquímicas, supone un importante ahorro en agua y en reactivos. El agua en la mina es una entrada vital y su aportación desde la etapa de diseño debe incorporar las futuras necesidades de expansión y muy especialmente tener en cuenta el factor de evaporación, que en las zonas semidesérticas, en las que se encuentran muchas operaciones mineras, tiene que considerarse como una perdida que hay que reponer, al mismo tiempo que es una manera lógica de evitar las fugas o contaminaciones de efluentes a cauces públicos, que cada vez está menos permitido en cualquier mina del mundo. El agua más económica es desde luego la de lluvia y la propia de la mina que debe desaguarse y aprovecharse en todas la etapas del procesos minero y muy especialmente en la planta de tratamiento y en el riego de las pistas mineras mediante el adecuado diseño de la adecuación de la calidad de la misma para no dañar ni el mineral ni las máquinas. 1.3.3. Energía Como dijimos en el curso de 3º, esencialmente, Laboreo de minas es aplicar alguna forma de energía a los procesos mineros bien para arrancarlo de donde la geología lo puso o bien para trasportarlo hasta el mercado que lo paga. La minería ha sido siempre y especialmente la transformación del mineral para enriquecerlo, la actividad humana que más energía ha consumido y por ello se ha visto siempre obligada a buscar aquellas formas de energía que


Laboreo III

en cada momento y lugar resultaban más económica. Así en la mina se ha pasado a lo largo de los siglos del empleo inicial de la esclavitud o energía de sangre de los animales al empleo del carbón y vapor en el siglo XVIII y la electricidad o el gas-oil en el siglo XX. En el momento actual, siglo XXI, la búsqueda de la automatización e incluso de la robotización por la aplicación de la electrónica y la informática, recomienda la aplicación de la energía eléctrica en la mayor parte de los procesos en donde sea posible y es por esta razón por lo que se diferencia cada vez más, entre la minería blanda en la que es posible la aplicación de la energía directamente desde el primer proceso de arranque y la minería dura que requiere la aplicación de la energía química del explosivo para su arranque y con ello se produce una clara discontinuidad entre los procesos mineros de arranque y carga, y hace más rentable la general utilización de los sistemas mal llamados convencionales como la carga con excavadoras y el transporte por volquetes. Por estas razones las formas de energía más aplicadas en el momento actual en los métodos mineros son la eléctrica y la de los motores Diesel en las máquinas móviles y muy especialmente en el transporte que es, en la operación minera, el proceso más consumidor de energía mientras que, una vez triturado el mineral o el estéril, es la eléctrica la forma dominante en los procesos de manejo y enriquecimiento o tratamiento del mineral. Razonablemente y en la búsqueda de la mejor ingeniería debe tenderse a la utilización de la energía eléctrica, pero sin olvidar el empleo de la energía química que nos dan los explosivos para el arranque y los hidrocarburos para el transporte y los servicios por la gran flexibilidad e independencia que supone el empleo de la maquinaria accionada por motores Diesel. Por ello en la fase de diseño es preciso dar la debida importancia la subestación eléctrica y a la estación de servicios para el abastecimiento de la energía en sus dos formas esenciales, que en ciertas zonas puede ser una sola ya que la producción de la energía eléctrica puede ser originada por generadores Diesel de electricidad como ocurre en los países de gran producción de petróleo o en las mismas plataformas marinas que aprovechan el gas separado del crudo para la generación de electricidad que acciona las máquinas y las bombas para el transporte por oleoductos hasta la costa. Dentro de la subestación eléctrica que, generalmente se recibe o genera a alta tensión por ejemplo a 380 KV es conveniente en la primera transformación separar no solo la operación minera en módulos o áreas separadas, sino principalmente separar la mina de la planta de tratamiento, mucho más electrificada y automatizada y con un menor consumo de energía reactiva, mientras que la mina suele en general tener un mal factor de reactiva. También es


Laboreo III

muy conveniente separar la mina de otras explotaciones de la cuenca y del pueblo o ciudad minera con diferentes consumos, horarios e incluso tarifas.

De la misma manera, la estación de servicios que abastece de gas-oil a la maquinaria móvil de la mina y al camión cisterna de servicios que alimenta a los tractores y maquinaria semimóviles, debe estar separada de los suministros a todos los vehículos de carretera, ya que en general las tarifas del gas-oil son mucho mayores para ellos que las de la mina que, además de utilizar un combustible más refinado por la propia mina, no tienen los impuestos especiales que en general gravan a los vehículos de utilización de las carreteras públicas.


Laboreo III

1.4. Clasificación de los métodos, sistemas y procesos mineros. Como enunciamos en el curso anterior la minería moderna trata de aplicar el rigor y la lógica de unas etapas bien definidas como son: Determinación de los métodos posibles y elección del menos malo. Aplicación del sistema operativo a utilizar al método elegido. Descomposición del sistema en procesos operativos básicos. Elección de la maquinaria que lleve a cabo la operación de la mejor manera. Aplicación de los servicios fundamentales para la mejor utilización de la maquinaria Lo cual viene expresado en el siguiente cuadro esquemático:

Esencialmente no existen más que tres métodos mineros, como ya hemos adelantado en los cursos anteriores y que son:


Laboreo III

La minería a cielo abierto o en superficie.

La minería subterránea o por interior.

La minería por sondeos.

Su grado de utilización por los mineros en el mundo viene dado en la siguiente tabla extraída de las producciones y valores de la minería y que están referidas al tonelaje y no al valor de las sustancias extraídas en el año 2000.


Laboreo III

Grado de utilización de los métodos mineros por grupos de sustancias GRUPO

TONELAJE % cielo abierto % subterránea % sondeos

ROCAS

En Millón t

CONSTRUCCIÓN

17.885

98

2

ORNAMENTALES

43

90,7

9,3

116,5

54,3

45,7

GEMAS (en millones de quilates) METALES

en Kt de metal

BÁSICOS

1.057.980

90

10

MENORES

15.397

81

9

PRECIOSOS (en millones de gramos)

20.700

50

50

35

ENERGÉTICOS

En Millón t

COMBUSTIBLES

4.223

65

HIDROCARBUROS

6.745

3

NUCLEARES (en t)

36.000

50

25

25

97

INDUSTRIALES O QUÍMICOS

En Millón t

FERTILIZANTES

273,2

65,2

9

25,9

SALES

271,3

54

9

42,8

MINERALES ESPECIALES

228,9

99

TOTAL

30.700

71,7

6,5

21,8

Se puede deducir, en consecuencia, que hoy por hoy, el método minero más empleado es el de cielo abierto seguido por el de sondeos que, en los últimos tiempos, es el que más ha crecido por los avances de la tecnología procedente del mundo del petróleo y que ha permitido su aplicación, no solo a la extracción de agua, sino también de azufre, uranio, cobre y todos los minerales susceptibles de ser lixiviados en el propio depósito. La minería de interior a pesar de su popularidad ha quedado reservada para los minerales muy valiosos o de apoyo publico. Sin embargo su mayor interés está en su aplicación a las obras públicas como túneles de carretera o instalaciones de cámaras de grandes presas, etc.


Laboreo III

Y también puede establecerse que tan solo existen tres sistemas de trabajo: Los sistemas continuos, como en la minería de trasferencia de lignitos o explotación por bombas en los sondeos de hidrocarburos, agua y gases o la minería por tuneladoras y rozadoras en carbones y potasas. En general se aplica para la minería blanda.

Los sistemas discontinuos, en que los procesos del mismo están individualizados y separados más o menos entre si y que viene a ser la minería convencional especialmente para la que hemos denominado minería dura que inevitablemente se ve dividida por la voladura de las rocas.


Laboreo III

Los sistemas mixtos, cada vez más frecuentes en la idea de aplicar, lo antes posible, la continuidad de los procesos y lograr su deseada automatización, si no en todo el sistema, en la mayor parte de los procesos y como ejemplo citemos la tendencia a introducir la trituradora en el fondo de la mina para lograr lo antes posible la aplicación de procesos continuos como las cintas trasportadoras y las trasferencias de tolvas o silos. Los procesos mineros tradicionales son esencialmente dos: El arranque del mineral o material a explotar de donde la geología lo encontró y el transporte hasta el mercado o el consumidor del producto vendible, Pero cada uno de ellos se divide a su vez en subprocesos como son, para el arranque, la perforación y la voladura o en el proceso de carga sobre el medio de evacuación o transporte o el arranque directo y carga o descarga sobre el hueco en la minería blanda. Además, modernamente, tenemos que contar con los procesos auxiliares o servicios propios de la mina, cada día más importantes para conseguir los mejores costes totales, entre los que destacan la planificación y el control, el mantenimiento y talleres, la financiación y la comercialización final de los productos mineros. Su importancia relativa viene dada por el coste operativo que supone cada proceso minero, de donde se deduce el gran peso del transporte, seguido de la carga y el arranque por perforación y voladura en el caso de una mina a cielo abierto que se estudia en el curso de Evaluación y Planificación minera de 5º, pero que se puede establecer generalmente para toda la minería y muy especial para la explotación de hidrocarburos por sondeos.


Laboreo III


Laboreo III

1.5. Definición de diseño de una explotación minera. 1.5.1 El concepto de la Ingeniería minera.

Dentro del concepto de la ingeniería minera figura, como una parte importante y decisiva, el diseño y la determinación de la maquinaria necesaria para la realización del proyecto. Entendemos como Ingeniería minera al conjunto de las operaciones y los procesos que van a permitir la planificación de la ejecución del proyecto de la mina a lo largo de su vida. Se divide esencialmente en tres campos de estudio, lo más detallados posibles, a partir del modelo del yacimiento y del conocimiento de los tipos de rocas que se van encontrar a lo largo de la vida de la mina en diseño geométrico de las fases, elección de la maquinaria por procesos y selección y formación del personal técnico, operativo y de mantenimiento, de acuerdo con la siguiente división:

DISEÑO GEOMÉTRICO

│HUECO │ │ │ │ │DRENAJE Y DESAGÜE │ │ │ │VERTEDEROS │ │ │RESTAURACIÓN

│Preparación │Apertura │Banco o nivel │ o galería │Rampa o pozo

│Altura │Anchura │Longitud │Número

│Caudales │Bombas │Tuberías │Exteriores │ │Interiores

MAQUINARIA

│Tipo de Energía. Primaria y secundaria │Capacidad y cantidad. Organización │Especificaciones y Conjuntos │Rendimientos y Limitaciones │Marca y/o Fabricante

PERSONAL

│Técnicos y supervisores │Operadores │Mantenimiento


Laboreo III

El diseño básico del hueco de una explotación profunda, de acuerdo con las etapas de la Ingeniería minera, consiste en la definición geométrica del hueco, de los bancos y las rampas o pozos, con una idea preliminar o inicial de la maquinaria o del tamaño que se vaya a utilizar, para posteriormente seleccionar la maquinaria y formar el personal. Dentro del diseño geométrico del hueco, el punto más importante es la determinación de las características del banco o nivel de operación, que por su carácter repetitivo es la constante más importante que afecta a la eficiencia y a los costes de la mina y en segundo lugar, después, la determinación de la profundidad o cota final de la explotación. Como criterios recomendables para la geometría del banco o nivel pueden enunciarse los siguientes: a) La altura del banco debe estar en equilibrio con la dimensión de la máquina de arranque y carga. b) La anchura de la zona operativa del nivel debe estar entre 3 y 5 veces la altura, para que quepan "holgadamente" los procesos de voladura, carga y el transporte más una mínima zona de seguridad. c) El número de bancos o niveles en operación no debe ser ni escaso ni excesivo siendo recomendable el número de 4: uno en investigación o reconocimiento, otro en apertura, otro en plena producción y el cuarto terminándose. d) La longitud total de banco (suma de las longitudes de todos los bancos abiertos) debe ser directamente proporcional a la producción e inversamente a la altura del banco. e) Otro factor esencial del diseño minero es la rampa, pozo o camino de unión entre los bancos o niveles y los puntos de descarga del mineral o estéril, cuya pendiente depende esencialmente del sistema de transporte a utilizar y cuya anchura, al igual que la del banco debe ser entre 3 y 5 veces la necesaria para el módulo unitario del transporte por volquete, jaula, skip, cinta o ferrocarril. Como parte importante del diseño está la apertura inicial o descubrimiento del primer nivel de explotación o de la preparación necesaria para descubrir el primer mineral en una cantidad y calidad suficiente para garantizar la producción en los próximos meses. Sigue siendo válido el esquema de la secuencia básica minera de: De techo a muro, de arriba abajo y de mayor calidad a menor


Laboreo III

1.5.2 Definición de las fases del proyecto minero

itida la posibilidad de que un indicio minero pudiera llegar a ser explotable, deberán ser aplicadas las siguientes secuencias o fases de trabajo, y en el orden señalado, para lograr una correcta puesta en explotación del criadero, transformando, paso a paso, el yacimiento en mina, pues tan sólo merece este nombre aquella operación, que estando proyectada, produce el objetivo de explotar el máximo de las reservas con el mejor beneficio en cada momento. Las fases de ejecución del proyecto minero deben ser: I.- Planificación 1.2.- Exploración y geología del deposito. Establecer el modelo geológico del yacimiento 1.3.- Evaluación de las reservas. Definición de mineral y de los tipos de rocas. 1.3.- Estudio geomecánico de las rocas, estabilidad de los taludes y de los pilares. 1.4.- Relaciones de escombro a mineral. Preparaciones 1.5.- Vida y ritmo de la explotación. Etapas. 1.6.- Camino o secuencias de la explotación. 1.7.- Medida del impacto ambiental. 1.8.- Infraestructura general. Energía, agua, comunicaciones, terrenos e implantación. II.- Diseño del método de explotación 2.1.- Definición de los métodos posibles. Selección previa. 2.2.- Ingeniería de sistemas. Infraestructura minera. 2.3.- Diseño previo de la geometría de bancos, niveles, cámaras, s, pozos, rampas, caminos y vertederos. 2.4.- Optimización de la explotación. 2.5.- Plan de restauración ambiental. Limitaciones. III.- Operación minera 3.1.- Preparaciones, desmonte previo o infraestructura. 3.2.- Arranque. Mecánico o directo. Perforación, voladura y explosivos. 3.3.- Carga y transporte: Maquinaria de carga y arranque directo. Sistemas de transporte, interior y exterior 3.4.- Servicios para la mina. Desagüe, ventilación, mantenimiento de la mina y maquinaria, entibación, iluminación, vestuarios, oficinas, etc.


Laboreo III

IV.- Servicios generales 4.1.- Plantas y talleres principales y auxiliares 4.2.- Mantenimiento de la maquinaria. Plan de mantenimiento 4.3.- Control del proceso. Topografía e Informática. V.- Estudio económico 5.1.- Estudio del mercado y estimación de los precios de venta del mineral en bocamina. 5.2.- Inversiones de capital: Conceptos de capital: terrenos, proyecto, maquinaria, instalaciones, plantas, infraestructura, preparaciones e investigación complementaria. 5.3.- Costes de la operación Costes de procesos: preparaciones, arranque, carga y transporte, servicios mina y generales. Costes de conceptos: personal obrero y técnico, energía, consumos y repuestos de mantenimiento. Costes de capital: amortizaciones, financieros y seguros 5.4.- Estudios de viabilidad, de rentabilidad y de sensibilidad del proyecto con determinación de los índices de rentabilidad, recuperación del capital y competitividad de los costes con los precios de venta. VI.- Planos 6.1.- Planos geológicos 6.2.- Planos mineros de implantación y de labores - a corto plazo y pequeña escala - a medio plazo y escala normal - a largo plazo y escala normal 6.3.- Planos de instalaciones, plantas y preparaciones. 6.4.- Planos de talleres y almacenes. 6.5.- Planos de vestuarios y oficinas. 6.6.- Planos de vertederos y restauración de los terrenos. VII.- Anexos 7.1.- Documentación y cálculo de las fases del proyecto 7.2.- Características de la maquinaria 7.3.- Plan de formación de personal y de selección de técnicos 7.4.- Manuales de operación de las máquinas y las plantas 7.5.- Planes de seguridad, evacuación e higiene

DISEÑO DE EXPLOTACIONES MINERAS

LABOREO III

Bloque 2 DISEÑO DE EXPLOTACIONES MINERAS SUBTERRÁNEAS

PROFESOR D. JUAN PEDRO GOMEZ JAEN Figuras procedentes de la web de Atlas Copco y Alimak


LABOREO III

TÉCNICAS O SISTEMAS MINEROS DE INTERIOR

Profesor D. Juan Pedro Gómez Jaén


LABOREO III

CRITERIOS DE DISEÑO DE LOS PILARES Como estos métodos se caracterizan por la necesidad de dejar pilares que sostengan el techo, el objeto principal del diseño es, en estos casos, el cálculo de las dimensiones de los pilares para tener un determinado coeficiente de seguridad, y comprobar la tasa de recuperación del yacimiento en las condiciones establecidas. Los resultados experimentales de ensayos de compresión uniaxiales realizados en rocas y carbones muestran que existe un efecto de reducción de la tensión cuando se incrementa el tamaño de la probeta. Bieniawski introdujo en 1968 el concepto de tensión del tamaño crítico. Se define éste como aquel tamaño de probeta en el que un incremento continuado del ancho de la probeta o del pilar no produce una disminución significativa

de la tensión en el pilar. La inmediata

conclusión del concepto de tamaño crítico es que el valor de la tensión del tamaño crítico es directamente aplicable al tamaño real de los pilares. Para carbón, Bieniawski halló en 1968 que el tamaño crítico es 1,5 m en pilares

cúbicos de sección cuadrada y Pariseau y

Hustrulid han demostrado que a efectos de diseño de los pilares puede tomarse 0,9144 m,(36 in x 0,0254 m/in), como tamaño crítico.

El efecto tamaño caracteriza la diferencia entre la tensión de la probeta de laboratorio de pequeño tamaño y el tamaño de los pilares reales de la mina. El problema que se plantea habitualmente es calcular la tensión de rotura σ p de los pilares y sus dimensiones conociendo solamente la resistencia a la rotura por compresión σ c de las probetas de laboratorio hechas con el mismo material que el de los pilares.


LABOREO III

Si llamamos σ 1 a la tensión uniaxial vertical de un pilar cúbico, de altura h, se tiene de acuerdo con las experiencias realizadas (Hustrulid,1976):

σ1 =

k si h < 0,9441 m y σ 1 = h

k si h > 0,9441 m para pilares cúbicos. 0,9144

La constante k se determina en función del material del pilar y se obtiene de acuerdo con la igualdad: k = σc D dónde

σ c es el esfuerzo de rotura a compresión uniaxial de la probeta de diámetro o con el lado del cubo D en mm ensayada en el laboratorio. Debe notarse que aunque existe una diferencia en los resultados de laboratorio entre las probetas cilíndricas y cúbicas, no son significativas para la práctica del diseño de los pilares siempre que D esté comprendido entre 50 y 100 mm. A partir de resultados experimentales se han establecido diversas fórmulas que relacionan la resistencia de los pilares σ p con el ancho w y la altura h del pilar en función de σ 1 (que es la tensión de un pilar de tamaño crítico o superior) aunque la que aquí usaremos es la de Bieniaswki :

w σ p = σ 1 (0,64 + 0,36 ) h Esta fórmula es realista hasta valores de w/h = 10, y a partir de ahí proporciona valores demasiado conservadores. Como esta fórmula es aplicable a cualquier pilar con un valor de

σ 1 que caracterice la tensión in situ de la roca se toma un factor de seguridad F de 2 para el diseño de los pilares si estos han de permanecer un largo plazo y 1,5 para pilares de corto plazo. Estas recomendaciones se tomarán con cautela y en todo caso se tendrá en cuenta la experiencia previa de la mina en cuestión. DETERMINACIÓN DE LA CARGA DEL PILAR Para determinar la carga que ha de soportar un pilar la aproximación mas simple es la del área atribuida que incluye un importante número de simplificaciones. En esta teoría se supone que el pilar aguanta un peso igual al de la columna de la sección del pilar hasta la superficie más la columna del hueco atribuible el pilar.


LABOREO III

Sean: SP : la tensión del pilar (kPa) H : profundidad (m) de la capa de mineral W : ancho del pilar (m) L : longitud del pilar (m) B : ancho del hueco (m) La carga del pilar se puede calcular mediante la expresión: SP = γgH

( w + B)( L + B) , w·L

dónde

γ es la densidad de la roca de cobertera hasta la superficie g es la aceleración de la gravedad, 9,81 m/s2, Si consideramos que la densidad media de las rocas es 2,5 tenemos SP = 24,525·H·

( w + B)( L + B) w·L

(kPa)

Para pilares de sección cuadrada, cuando w = L SP = 24,525·H·

( w + B) 2 w2

Si llamamos e al factor de recuperación del mineral, la parte minada es

2(

B B B B + w + ) + 2 L = B2+BL+Bw 2 2 2 2

La superficie total atribuída es


2(

LABOREO III

B B B B + w + )( + L + ) = (B + w)(B +L) 2 2 2 2

y entonces tenemos para e

e=

B 2 + BL + Bw B 2 + BL + Bw + wL − wL ( B + L)( B + w) − wL = = ( B + L)( B + w) ( B + L)( B + w) ( B + L)( B + w) e = 1−

wL ( B + L)( B + w)

de dónde si γ = 2,5 se tiene SP = 24,525

H (kPa) 1− e

CÁMARAS Y PILARES CON SUJECIÓN

SECUENCIA DEL DISEÑO Se trata de calcular el factor de seguridad F de los pilares en función de los parámetros geométricos de las cámaras y de los pilares y ver si los valores obtenidos están entre 1,5 y 2 como se ha indicado anteriormente.


F=

σp Sp

LABOREO III

= 1,5 a 2

Se siguen los siguientes pasos: 1.Se tabula el esfuerzo de compresión uniaxial σ c en función del diámetro D de la probeta ó del lado del cubo-probeta (se suelen tomar probetas de 50 mm de lado). 2.Se determina el valor de k para los pilares en cuestión k = σc D 3.Se calcula σ P mediante la fórmula de Bieniawski

w σ P = σ 1 (0,64 + 0,36 ) , dónde h k 0,9144

σ1 =

4. Se selecciona el ancho B de cámara 5. Se calcula la carga Sp del pilar Sp= 24,525 H

( w + B)( L + B ) , dónde Sp es la tensión del pilar en kPa, H es la profundidad wL

por debajo de la superficie en m, w es el ancho de los pilares en m, L es el largo de los pilares en m, 6. Se selecciona el factor de seguridad, entre 1,5 y 2, se hace σ P /F=Sp y se resuelve para el ancho w del pilar 7. Por cuestiones económicas y de recuperación se comprueba la tasa de extracción e para ver si da un valor aceptable e=1-(

w L )( ) w+ B L+ B

8. Si la tasa e de extracción no es aceptable (menor del 50%) y se necesita incrementarla disminuyendo el ancho w de los pilares, se selecciona en el paso 7 un nuevo ancho w y un nuevo largo L que den una tasa e de extracción aceptable y se calcula si estos valores son aceptables desde el punto de vista de la estabilidad de la mina. Para ello se calcula el factor de seguridad, F=

σP , SP

Dónde σ P es la tensión del pilar del paso 3 y SP es la carga del pilar del paso 5. El factor de seguridad estará entre 1,5 para los pilares de corta duración y 2 para pilares de larga duración o que hallan de ser recuperados.

DISEÑO DE EXPLOTACIONES MINERAS 9. Se harán las consideraciones ingenieriles

LABOREO III adecuadas mediante la aplicación de los

conocimientos mineros y geológicos necesarios para establecer una adecuada planificación minera.

CÁMARAS Y PILARES EN CAPAS ESTRECHAS E INCLINADAS

EJEMPLO 1 Comprobar en una operación minera de carbón existente y mejorar su tasa de recuperación. Datos: Profundidad

H = 152 m

Ancho de cámara

B = 5,5 m

Ancho de pilar

w = 18,3 m

Longitud de pilar

L = 24,4 m

Potencia de la capa

h = 2,1 mç

Relación L/w

L/w = 1,33

De los ensayos de laboratorio con probetas de 54 mm de diámetro se ha hallado

σ c = 26352 (kPa)

DISEÑO DE EXPLOTACIONES MINERAS Solución: Hallamos en primer lugar k = σ c D = 26352 · A partir de k hallamos σ 1 =

k = 0,9144

LABOREO III

0,054 = 6124.

6124 = 6404 kPa 0,9144

A continuación hallamos

σ P = σ 1 (0,64 + 0,36

w 18,3 ) = 6404(0,64 + 0,36 ) =24189 kPa h 2,1

A su vez SP = 24,525H

(18,3 + 5,5)(24,4 + 5,5) ( w + B)( L + B) = 24,525·152· = 5917 kPa wL 18,3·24,5

Ahora determinamos el factor de seguridad F=

σP 24189 = =4, SP 5917

se ve que este factor de seguridad es muy elevado (mayor de 2) y en consecuencia la operación no es muy eficiente desde el punto de vista de la recuperación de las reservas. Además w/h = 8,7

lo cual parece excesivo como se hace evidente al calcular el factor de

recuperación que es claramente insuficiente: e=1-

18,3·24,4 = 0,3725 = 37,25 % 23,8·29,9

Para mejorar el diseño de la explotación, se halla el tamaño mínimo de los pilares introduciendo un factor de seguridad de 1,5 a 2 y teniendo en cuenta la relación L/w = 1,33. Se despejan los valores de w y L de las ecuaciones

w ) 2,1 ( w + 5,5)( L + 5,5) 24,525·152 wL 6404(0,64 + 0,36

F = 1,5 =

L = 1,33 w Los valores obtenidos de w y L serán menores que los de partida (8,8 y 11,7 m respectivamente) y en consecuencia la recuperación e del yacimiento será mejor con un factor de seguridad de 1,5) EJEMPLO 2 En la mina de carbón, del mismo yacimiento que el ejemplo anterior, se explota la capa a 152m de profundidad por cámaras y pilares estables de sección cuadrada. Se planifica la explotación de la capa a 305 m de profundidad. Calcular el ancho de los pilares de sección cuadrada que son necesarios a esta profundidad.


LABOREO III

Datos: H = 152 m h=3m w = 12, 2 m B = 5,5 m

σ c = 26352 kPa Solución: a). Se calcula en primer lugar el factor de seguridad que está resultando satisfactorio en la explotación actual:

F=

σP SP

σ 1 = 6404 kPa, igual al ejemplo anterior σ P = 6404(0,64+0,36 SP = 24,525·H· F=

w 12,2 ) = 6404(0,64+0,36 ) = 13320 kPa h 3

( w + B)( L + B) (12,2 + 5´5) 2 = 24,525·152· = 7846 kPa wL 12,2 2

σ P 13320 = = 1,69. SP 7846

b). Se comprueba el tanto por ciento e de recuperación del yacimiento: e=1- (

w L 12,2 2 )( )= 1 = 0,52 ; w + B L + B) (12,2 + 5,5) 2

(52%)

c). Con el factor de seguridad calculado igual a 1,69, y que se quiere mantener a 305 m de profundidad se calcula el ancho de los nuevos pilares sabiendo que son de sección cuadrada:

σ P = 6404(0,64+0,36 SP = 24,525·305 F = 1,69 =

w ) 3

( w + 5,5) 2 w2

σP SP

Se resuelven estas ecuaciones para hallar w y se obtiene w = 19,4 m, con una recuperación que evidentemente será menor que la anteriormente obtenida:


E=1-

LABOREO III

19,4 2 = 0,39 ; (19,4 + 5,5) 2

( 39% de recuperación de la capa de carbón). DISEÑO DE LOS PILARES BARRERA Las cámaras y pilares se desarrollan habitualmente mediante una serie de cuarteles o es rectangulares separados por pilares barrera. No hay un método especifico de diseño de estos pilares pero cobran gran importancia cuando no se busca el hundimiento del techo y cuando se dejan los pilares de las cámaras. La tensión en los pilares no está distribuida uniformemente y cuando el techo y el muro son más resistentes que el material de los pilares, los esfuerzos tienden a concentrarse en los apoyos o empotramientos, por efecto puente o viga, y puede provocarse el colapso de los pilares porque estos no resisten. Los pilares barrera pueden controlar estos fenómenos. Hudson y col. han demostrado en una serie de ensayos en el mármol, que pueden repetirse en carbón, que un pilar se comporta de forma flexible en vez de rígidamente si la razón de la altura al ancho es menor de 1/3, indicando que el pilar se deformará antes de romper, evitando un rápido colapso. En consecuencia, un pilar barrera debe de tener una anchura 3 a 4 veces mayor que la altura del hueco, y se comportará de forma flexible antes de romperse.


LABOREO III

DISEÑO DE LOS POZOS DE EXTRACCIÓN El pozo de extracción es la apertura más importante en minas subterráneas y por él pasan todos los suministros para la explotación tales como ventilación, transporte de mineral, suministros y personas, electricidad, aire comprimido, agua, bombeo. Dada su importancia, debe escogerse adecuadamente su ubicación, su diámetro, el método de profundización, el recubrimiento de las paredes del pozo, el brocal, los enganches en los niveles y la maquinaria de extracción. La capacidad del pozo se diseñará pensando en posibles ampliaciones de producción posteriores.

POZO MARIA EN PEÑARROYA

SELECCIÓN DE LA UBICACIÓN DEL POZO Los pozos de extracción no deben ser afectados por las inundaciones, y para ello se analizará la máxima venida de los cien años. Tampoco deben situarse demasiado próximos a carreteras de gran circulación, ni en entornos industriales que puedan ser objeto de incendios con gran producción de humos. En los parajes boscosos con árboles incendiables, se talará previamente un radio de unos 100 m y se eliminará la vegetación que pueda incendiarse, todo ello con el fin de evitar que entren humos en la ventilación. Se analizarán todas aquellas cuestiones externas que pudieran poner en peligro la vida de los trabajadores y la integridad de la mina y que pueden influir en la decisión sobre el emplazamiento del pozo.


LABOREO III

El número mínimo de pozos que deben excavarse para la explotación de la mina es dos; uno para producción, personal, entrada de materiales, equipos y aire. El otro pozo es para el retorno del aire y como vía adicional de escape. A veces es necesario la excavación de tres pozos cuando la extensión de la mina no permite una adecuada ventilación con dos pozos. Cuatro pozos serán necesarios cuando las necesidades de producción doblen aproximadamente la capacidad de una eventual mina de dos pozos con la mitad de producción. Dos pozos: La posición central (a) de los pozos tiene las ventajas de menores costos de transporte y recorridos menores del aire de ventilación. Los pozos deben estar separados al menos 100m.

Localización de los dos pozos de una mina, a) en el centro de gravedad, b) en el muro con el eje de unión en dirección de la corrida

Sin embargo, la necesidad de dejar unos macizos de protección importantes reduce la reserva explotable. En yacimientos tabulares monocapa a profundidad moderada es la ubicación más eficaz. Una localización lateral (b), a muro del yacimiento, incrementa los costes de transporte y las distancias de ventilación, pero no se hace imposible la explotación de parte de las reservas mineras por la existencia de los macizos de protección de los pozos. El eje de unión de los pozos será paralelo a la dimensión máxima del yacimiento, y si los pozos son rectangulares el eje mayor se pondrá perpendicular a la corrida de la capa o filón, a la esquistosidad, a los planos de sedimentación, y a los esfuerzos tectónicos regionales y planos de exfoliación de las rocas en presencia.


LABOREO III

a), b), c), minas con tres pozos. d) mina con cuatro pozos

Tres pozos: El pozo principal suele tener un diámetro mayor (7 a 8 m) que los auxiliares de ventilación (5 a 6 m). Si el pozo principal se coloca en el centro de gravedad del yacimiento, los pozos auxiliares se colocarán en los extremos opuestos de la dirección de la corrida siempre que la longitud de la concesión minera en esta dirección sea 2 a 3 veces mayor que en la dirección del buzamiento.


LABOREO III

En el caso de un yacimiento masivo, estrecho, alargado en el sentido de la corrida, el pozo principal se sitúa en el centro y a muro; los pozos auxiliares se ubican en los extremos y fuera del yacimiento. Si el área a minar se alarga en el sentido del buzamiento, el pozo principal y uno de los auxiliares se colocan en el centro del yacimiento, mientras que el segundo pozo auxiliar se colocará en la zona del yacimiento más próxima a la superficie. Cuatro pozos: En este caso el pozo principal se usará para extraer la producción y como entrada, el segundo pozo para personal y entrada de materiales y los otros dos para ventilación. Los cuatro pozos serán de diámetro similar. Los dos primeros se colocarán en posición central y los dos de ventilación en posición extrema en la dirección de la corrida. Si el yacimiento es alargado en la dirección del buzamiento, tres pozos se colocarán en le centro y el cuarto en la zona en la que el yacimiento está más próximo a la superficie. DIÁMETRO DEL POZO En el pozo principal o de producción, el diámetro se evalúa de modo que sea el mínimo requerido para la circulación de las jaulas ó skips y para dar espacio a los conductos eléctricos, de aire comprimido, de agua fresca, de ventilación, bombeo y relleno en su caso y para la escala del escape de emergencia. Se realiza un plano de la sección del pozo y se dibujan la sección y disposición de cada uno de los elementos anteriores, adaptando en lo necesario el contorno del pozo. Se tendrá en cuenta las distancias mínimas a considerar entre los elementos móviles y las paramentos del pozo. Se comprueba que la cantidad y la velocidad del aire de ventilación son las especificadas. El volumen de los skips se estima de la forma siguiente: Sea Q la carga máxima de mineral del skip que se quiere utilizar par una producción diaria de W toneladas, siendo T las horas de extracción diarias. Se tiene:

Q=

ktW 3600T

dónde k es un factor de irregularidad = 1,5 para dos skips y = 1.25 para solo un skip o jaula, t = t1 + t 2 es el tiempo total de en ciclo en s , ( t1 es tiempo de funcionamiento, t2 es el tiempo de parada).

DISEÑO DE EXPLOTACIONES MINERAS El volumen del skip es :

P=

LABOREO III

Q γ

dónde γ es la densidad aparente de la carga de mineral en t m 3 . Para carbón se toma 0,8 a 0,85 y para minerales 1,4 a 1,5. Basándose en estas estimaciones y cálculos y teniendo en cuenta las consideraciones previas, KF Unrug propone el adjunto ábaco para la evaluación de los principales parámetros del pozo.


LABOREO III

REVESTIMIENTO DEL POZO El revestimiento del pozo cumple las misiones de servir de soporte a los equipos y sostener las paredes. En los pozos modernos de sección circular o elíptica el revestimiento se hace de hormigón armado con un espesor mínimo de 20 cm, aunque en pozos de sección rectangular perforados en rocas competentes puede usarse revestimiento de madera. Antiguamente se ha usado revestimiento de ladrillo o de bloque. Las ventajas del hormigón son que puede conseguirse resistencias altas de hasta 50 Mpa y que puede impermeabilizarse para presiones hidrostáticas no demasiado elevadas de los niveles freáticos. Normalmente el revestimiento no se calcula en pozos realizados en rocas duras ya que la resistencia del hormigón es inferior a las tensiones de la roca, por lo que el hormigón no debería estar sometido a presiones del terreno. Sin embargo el brocal y la parte de pozo excavado en el terreno de recubrimiento sí pueden estar sometidos a tales esfuerzos del terreno o de la presión del freático. La presión del agua se calcula fácilmente como la altura máxima de la columna de agua, y la presión debida a terrenos no cohesionados (arenas) como el producto altura x densidad. Si los terrenos están cohesionados conviene recurrir a un especialista en geotecnia o mecánica de suelos. Para calcular el espesor de hormigón del brocal y del revestimiento en el recubrimiento se utilizan las siguientes expresiones: d = r ·(

Rc − 1) Rc − 2 pF

en el caso de que se considere que la presión se aplica de golpe provocando una reacción elástica del hormigón ( fórmula de Lamé), o bien d = r ·(

Rc −1) Rc − F · p 1 2

en el caso en que la presión sea alta y se aplica gradualmente, provocando una reacción plástica del hormigón (fórmula de Huber). d = espesor del revestimiento en m r = radio interior del pozo en m Rc = resistencia del hormigón en Mpa P = presión externa que actúa sobre el hormigón en Mpa F = 2, coeficiente de seguridad respecto de la tensión de compresión.


LABOREO III

Para el cálculo del revestimiento del brocal y del recubrimiento es prudente suponer que la columna de agua llega hasta la superficie y que al menos el 70% de la presión máxima teórica del terreno activo se aplica a lo largo de toda la embocadura del pozo. EJEMPLO Hallar el espesor de hormigón necesario para un pozo circular sometido a presión externa mediante la fórmula de Lamé. Datos: diámetro interior del pozo d = 6,1 m presión externa p = 1,4 Mpa Resistencia del hormigón a los 28 días R = 25 Mpa Solución:

d = 3,05·(

25 − 1 ) = 0,412 m 25 − 2·2·1,4

La forma del brocal depende de las condiciones del terreno. El primer tramo se reviste con un espesor de 1 a 2 m; el siguiente tramo es de 0.6 a 1 m de espesor o aproximadamente dos veces el espesor del revestimiento normal del pozo. El espesor en el tercer tramo estará entre el del primero y el del revestimiento normal. La base de la embocadura se asentará en roca firme, a 2 ó 3 m por debajo del terreno de recubrimiento.

Diferentes formas del brocal o embocadura de pozos (Urug, 1985)


LABOREO III

Zona de influencia de otras cimentaciones próximas.

La forma es a menudo de doble tronco de cono para mejor transmitir los esfuerzos. Además de los esfuerzos descritos, pueden inducirse otros por la presencia de fundaciones ó cimentaciones próximas. Se define una zona de influencia por el cono de eje vertical con 35º de semiángulo en el vértice, con éste en la base de la cimentación. El efecto de cargas adicionales será despreciable cuando la distancia horizontal del borde del pozo a la cimentación sea mayor que (ho-hf) · tg 55º, donde ho es la profundidad de la embocadura del pozo y hf es la profundidad de la cimentación. Se dibuja el semicono cuyo eje vertical forma 35º con la Generatriz y cuyo vértice se encuentra en el vértice de base de la cimentación. El efecto de las cargas adicionales será despreciable cuando LO es mayor que (hO-hF) tg 55º, siendo hO la profundidad del brocal del pozo, y hF la profundidad de la cimentación de la construcción aneja. (Urug,1985) ENTRADAS HORIZONTALES AL POZO Las entradas en los pozos de ventilación, sin maquinaria de extracción, deben calcularse en función de la mínima resistencia a la circulación del aire.


LABOREO III

Las dimensiones de las entradas en los niveles de un pozo de extracción se calcularán de acuerdo con el ancho y el número de skips y jaulas que se elevan a ese nivel, número de pisos por jaula y la longitud máxima de los equipos y suministros que deban descargarse en el nivel. Además se comprueba que la sección eficaz es suficiente para la ventilación requerida: las velocidades de aire recomendadas son de 4 m/s para los pozos de producción y de 8 m/s para los pozos de ventilación. En la entrada del nivel se debe además prever espacio para los empujadores, giro y volteo de plataformas y vagonetas, galerías para entrada y salida simultánea de personal de las jaulas multipiso, nichos para equipos de control, by alrededor del pozo, etc. La altura de la entrada en el nivel se determina por la máxima longitud de los objetos transportados como, por ejemplo, los carriles de las vías.

Cálculo de la altura de la entrada: H = (L-D) tg 45º D = diámetro del pozo, α = 45º.

PROFUNDIZACIÓN DE POZOS De todas las aperturas realizadas en las minas los pozos son la obras más costosas en tiempo y dinero. Además la profundización de pozos es un procedimiento complicado.


LABOREO III

Aunque algunos pozos se perforan mediante sondeos de gran diámetro, en la mayoría se emplea el método tradicional de perforación y voladura, bien de sección rectangular con sostenimiento de madera, bien de sección circular con sostenimiento de hormigón, que es hoy lo comúnmente empleado y recurriéndose a contratistas externos para ello. Excepto a grandes profundidades, los pozos perforados en roca dura no requieren consideraciones especiales para el mantenimiento de la estabilidad del paramento. Los pozos se perforan de arriba abajo, aunque en minas ya existentes a veces se realizan de abajo a arriba. A título de ejemplo se muestra en las figuras adjuntas un esquema de perforación y disparo de la pega y algunos casos de perforación de pozos.

Esquema de perforación para un pozo de 9 m de diámetro


LABOREO III

ESQUEMA GENERAL DE LA ZONA DE EMBOCADURA Y CARGA DE UN POZO


LABOREO III

PROFUNDIZACIÓN DE POZOS POR EL SISTEMA TRADICIONAL Cuando se trata de minas ya establecidas con pozos gemelos la operación de profundización se facilita ya que se reprofundiza el pozo auxiliar y con una galería se llega a la proyección del pozo principal y se sube en realce con sección estrecha que se ensancha bajando. Para proteger el personal se deja un macizo de 5 a 10 m en el fondo del pozo que se destruye en el último momento. Con un solo pozo es más frecuente trabajar en caldera descendente o en calderilla, para lo cual se construye un techo de madera bajo el cual se trabaja. Cuando el terreno es suelto y descompuesto y la venida de agua importante se emplean métodos especiales que se encargan a empresas especializadas.

Operación de profundización

Skip de seguridad


Cabezal de profundización

LABOREO III


LABOREO III

Dos tipos de máquina de descombro de la pega del fondo del pozo durante la profundización

OTROS MÉTODOS DE PROFUNDIZACIÓN MÉTODO DE CONGELACIÓN Consiste en congelar el terreno suelto y muy acuífero y perforar el pozo en la zona congelada. Para ello se hacen una serie de sondeos en círculo a 2 ó 3 m del contorno del futuro pozo y separados 1 m entre sí hasta llegar a una base firme impermeable. Estos sondeos se entuban con tubos cerrados por el fondo y se introduce en ellos, mediante otros tubos de menor diámetro, una lejía o salmuera de cloruro magnésico o cálcico, refrigerada de 19 a 25º C. El terreno se congela y el pozo puede perforarse. La verticalidad de los sondeos es extremadamente importante porque en caso contrario pueden quedar zonas sin congelar. Este método permite explotar yacimientos en el permafrost que de otro modo sería imposible.


LABOREO III

PROFUNDIZACION DE UN POZO

MÉTODO DE HONIGMANN Deriva del antiguo King Chaudron, en desuso y que utilizaba grandes trépanos de percusión. En el Honigmann el trépano es rotativo y los residuos se extraen por circulación de lodos, bajando por el pozo y saliendo por el varillaje, inyectando aire comprimido.


LABOREO III

El pozo se mantiene siempre lleno de agua y lodo, y se parece un rotary grande. Terminada la profundización se introduce un revestimiento cilíndrico de chapa que se empalma por secciones y se hunde poco a poco. Cuando llega al fondo se cementa el hueco entre el revestimiento y el terreno eliminando el lodo con agua limpia lo que a veces da lugar a presiones y hundimientos. El método es bueno para terrenos blandos y profundidades medias. MÉTODO DE CEMENTACIÓN Consiste en inyectar una lechada de cemento a presión a través de una corona de sondeos. La cementación cierra las grietas y poros impermeabilizando el terreno. Las grietas deben tener más de 0,1 mm de ancho para itir la lechada. En las arenas solo puede aplicarse cuando son lo suficientemente permeables para no comportarse como un filtro y detener el cemento rápidamente. Este método sirve también para galerías cimentaciones etc. Al secar el macizo se profundiza por el método ordinario y es de excelente aplicación en rocas firmes con grietas no demasiado grandes y sin arcilla ya que esta es un veneno que impide el fraguado del cemento. La cementación se hace desde el fondo y solo en los tramos con grietas. MÉTODO DE HINCA En este método el revestimiento se clava en el terreno a medida que se completa su construcción por la parte superior y se extraen las tierras interiores. Para ello el revestimiento apoya sobre un anillo o rodete cortante de acero pudiendo ser el resto de hormigón o de anillos de fundición. Cuando su propio peso no basta se ayuda a hincar el revestimiento con gatos hidráulicos, inyectando aire comprimido, lubricante con tubos por detrás del revestimiento, etc. Este método solo se aplica en terrenos blandos o sueltos con agua y hasta 30 m de profundidad. Se trabaja a nivel lleno por lo que para sacar las tierras se emplean cucharas y buzos si es preciso. MÉTODO DE TABLESTACAS Se trabaja como en el avance de galerías en terrenos inconsistentes y acuíferos en los que la fortificación se clava avanzada sobre el arranque, para evitar que las tierras fluyan inundando el hueco abierto. Se llega hasta 25 m de profundidad. Las tablestacas se solapan entre sí impidiendo el paso de las tierras y se clavan a maza o con peso suspendido o martinete. Son de madera o metálicas y se apoyan en cuadros de madera o en anillos metálicos como en el avance de galerías.


LABOREO III

MÉTODO DE DESECACIÓN Consiste en bajar el nivel del acuífero mediante bombas introducidas en sondeos de diámetro elevado, alrededor del futuro pozo, para a continuación proceder como habitualmente. MÉTODOS TURBO-ROTARY Y CON CORONA El turbo-rotary utiliza turbinas en el fondo junto a triconos transmitiéndose una gran potencia con motores. El de corona utiliza una corona de 3 a 4 m de diámetro con 12 triconos en su borde y saca un testigo central cada 5 m de profundización.

(a) Perforación del sondeo piloto Perforación ascendente del pozo con el escariado de gran diámetro (b) Ensanchamiento ascendente por escariador ascendente de gran diámetro


LABOREO III

Perforación de pozos por el método ascendente a pleno diámetro.

1. Compartimiento de evacuación del escombro 2. Escala de paso de personal 3. Compartimiento del recipiente de evacuación 4. almacenamiento del escombro 5. nivel inferior del pozo 6. macizo de protección 7. Sondeo de ventilación desde la caldera del pozo superior


LABOREO III

DIVISIÓN DEL POZO EN COMPARTIMENTOS Una vez perforado y revestido, se instalan en el pozo los diferentes elementos necesarios para la operación. En primer lugar se instalan las traviesas y los guionajes. El pozo se divide en compartimentos y se instalan las jaulas y skips definitivos. Se dotará al pozo de la escala de escape y de la plataforma de salida. La tubería de ventilación estará en su compartimiento así como la tubería de agua, aire comprimido, de evacuación del bombeo, de energía, de introducción de rellenos, y alguna conducción de respeto. En las siguientes figuras se ven esquemas de la distribución de la sección de un pozo Sección de un pozo vertical circular forrado de hormigón Posición de los diferentes compartimentos entradas


LABOREO III

ENGANCHES Se llaman así a las galerías que, en los niveles, enlazan el pozo con los transversales y sirven para las maniobras de carga y descarga. En los enganches de interior cuando se utilizan vagonetas, se realiza la recepción de los vagones cargados, desenganchado de los mismos, carga y descarga de las jaulas, reunión de vagones vacíos y formación de trenes, tanto vacíos como con material y para circulación de material. En el de superficie hay que cargar y descargar las jaulas, pero los vagones circulan sueltos en dirección a los basculadores o al almacén y vuelven vacíos o con material. En cualquier caso se utiliza la gravedad para ayudar al movimiento de los vagones y además cables, cadenas rastreras, empujadores, o bien, frenos y topes.

Enganche de un solo nivel con maniobra en jaula de varios pisos

Los enganches para skips tienen ventajas sobre los de vagones. La capacidad de extracción es mayor, el coste de la instalación es menor, menos pérdidas de tiempo, automatismo más fácil y menos personal de operación. Sin embargo, desmenuzan más el mineral, las excavaciones son mayores para alojar tolvas, producen más polvo y vertidos a la caldera del pozo durante la carga de los skips.


Enganche para la zona de carga y descarga de los skips

LABOREO III


LABOREO III

PLANOS INCLINADOS Para yacimientos de poca profundidad que hayan de explotarse por minería subterránea, y para yacimientos de profundidad media (500 m), se prefiere realizar planos inclinados en vez de pozos para el principal al yacimiento debido a su menor coste de inversión, menor tiempo de construcción y menores costes de mantenimiento y de seguridad. Una cinta transportadora ite un ángulo máximo de 15º de pendiente con la horizontal. Como se necesita un mínimo de dos s a las labores, el plano inclinado se utiliza como entrada de ventilación y se perfora un pozo de ventilación para el retorno del aire. El plano inclinado servirá de entrada a todos los servicios de mina, por lo que su sección se diseñará de acuerdo con la sección de cada uno de los que se instalen, de forma similar a como se hizo para la sección de los pozos de extracción, procurando que las tuberías y mangueras se pongan del lado de la cuneta para dar espacio a la cinta transportadora y a la circulación de las máquinas de mayor dimensión de la mina. En las curvas o en los cambios de dirección bruscos, se excavarán calderas para recoger las aguas que bajan por la cuneta y se instalará el sistema de bombeo correspondiente. El piso o muro del plano inclinado se realizará lo más plano posible y se hormigonará en caso necesario. Los tramos que atraviesen niveles de agua se impermeabilizarán y se fortificará con los medios adecuados los tramos sujetos a debilidad del techo o a deformación del perfil del plano inclinado. La ejecución del plano inclinado es más rápida que la del pozo vertical y puede realizarse con el personal de la propia mina ya que se diferencia poco de la perforación de galerías. En rocas competentes se necesita poco sostenimiento y basta con un simple gunitado de hormigón. Aunque para llegar a la misma cota la longitud del plano es mayor que la de un pozo vertical, en grandes producciones los costes de operación del plano inclinado son sensiblemente menores que los del pozo por lo que el plano es a menudo la opción escogida. La entrada al plano desde el exterior se eleva con respecto a la cota del terreno con el fin de evitar entradas de agua, y es ejecuta en hormigón con el fin de sujetar bien las tierras de ladera, si es el caso. La ejecución de los planos inclinados puede hacerse con métodos mineros similares a los utilizados para la perforación de galerías, aunque ofrece alguna dificultad suplementaria debido a la pendiente del piso. En rocas cuya resistencia a compresión no excede de 110 MPa se pueden emplear minadores continuos para el arranque y carga de la roca debido a


LABOREO III

la alta velocidad de avance que dan a la obra. En rocas de mayor dureza se empleará el sistema tradicional de perforación y voladura. En planos de sección circular de gran diámetro llegan a utilizarse tuneladoras siempre que las distancias a perforar compensen el coste de instalación de tales ingenios. En el caso del minador continuo se da al techo forma abovedada y se mantiene la dirección de arranque mediante un láser. El polvo se controla con ventilación y con aspersión de agua. El techo se sostiene con cuadro metálico o con bulones. El escombro se evacua mediante cinta transportadora que habitualmente se cuelga del techo para dejar espacio suficiente para los vehículos. Si el avance se hace por perforación y voladura se empleará un jumbo apropiado, una cargadora de roca dura, un transportador blindado con un molino rompedor incorporado para poder verter en cinta transportadora, una máquina elevadora de una celda de hombre para el saneo del techo y una máquina de gunitar para sostener los paramentos y evitar desprendimientos de piedras.

Excavación de un plano inclinado mediante perforación y voladura


LABOREO III

Salida del plano inclinado de Mina Alfredo

DISEÑO DE LA MÁQUINARIA DE EXTRACCIÓN INTRODUCCIÓN Aunque no es posible exponer aquí el diseño detallado completo de la maquinaria de extracción, se intenta en lo que sigue que el lector pueda determinar el ciclo de trabajo y las necesidades eléctricas y de potencia consumidas. Para determinar las dimensiones, capacidad, y tamaño de los componentes mecánicos, el diseñador debe tener en cuenta determinados criterios básicos. Son estos, entre otros: -

Velocidad de elevación, incluyendo la aceleración, desaceleración o frenado, y velocidad máxima

-

Producción en t/h

-

Peso máximo que debe ser elevado

-

Peso de la carga y de los equipos de elevación

-

Diámetro del cable de elevación

Con estos datos se puede determinar la potencia del motor eléctrico necesario para subir y bajar los pesos necesarios en los tiempos requeridos.


LABOREO III

Los datos deben ser calculados o estimados en el orden siguiente: (1) tiempos de los ciclos de trabajo, (2) velocidad de elevación, (3) pesos de las cargas de mineral y de los medios de transporte, (4) dimensiones del cable de extracción, (5) dimensiones de los tambores, (6) potencia requerida del sistema motor de la máquina de extracción (Root Mean Square power equivalent, RMS kw).

Ciclo de trabajo de un pozo de extracción

CICLO DE TRABAJO El ciclo de trabajo describe el tiempo total necesario para mover el elemento de transporte desde el punto de carga en la base del pozo de extracción hasta el punto de descarga en la cabeza o parte alta del pozo en el caso de doble tambor con dos skips ó jaulas y en el caso de un solo tambor con una sola jaula ó skip el ciclo comprende la subida y la bajada. Para que sea completo el ciclo debe comprender los períodos de tiempo de carga, marcha lenta inicial, aceleración, velocidad plena, desaceleración, marcha lenta de parada, descarga y parada. A menudo se representan estos tiempos mediante un gráfico de tiempos – velocidades. Las relaciones entre la velocidad máxima, longitud de recorrido, y tiempo de trabajo son como sigue:

V a

Tiempo de aceleración (s)

t1 =

Distancia de aceleración (m)

Vt1 V 2 = 2 2a

Tiempo de frenado (s)

t3 =

V r


distancia de frenado (m)

Vt 3 V 2 = 2 2r

Tiempo a plena velocidad (s)

t2 =

Recorrido a plena velocidad (m)

L-

LABOREO III

L V 1 1 - ×( + ) V 2 a r V2 1 1 ×( + ) 2 a r

Dónde a es la aceleración en m/s2, r es la desaceleración o frenado en m/s2, t1 es el tiempo de aceleración, t2 es el tiempo de a plena velocidad, t3 es el tiempo de frenado, todos ellos en segundos, V es la máxima velocidad o velocidad plena en m/s, y L es el recorrido máximo asimilable a la profundidad del pozo en m. Si llamamos tr al tiempo de reposo (carga y descarga) tenemos: tiempo del ciclo (en s) t = t1 + t2 + t3 + tr =

L V V + + + tr . V 2 a 2r

Por ejemplo, si L = 400m, V = 10 m/s, a = r = 0,75 m/s2, tr = 20 s, el ciclo en s es t (ciclo) = 74 (s). Las velocidades máximas a utilizar serán función del tipo de guionaje utilizado. Guionaje de madera

10 m/s

Guionaje de carril de acero 15 m/s Guionaje de cable

20 m/s.

Además, ha de comprobarse cual es la legislación o normativa al respecto en la comunidad autónoma, provincia, estado o país en el que ha de instalarse el pozo minero.


LABOREO III

PRODUCCIÓN EN Tm. /hora Debe definirse la producción horaria en Tm./h en función de las necesidades actuales y futuras de la producción anual de la empresa o de la mina. Una vez definido el objetivo anual se analizará con extremo cuidado todas las condiciones necesarias para obtener la producción pretendida, tales como la inversión necesaria, la plantilla de personal, las horas de trabajo anuales, las productividades de cada máquina, etc. La humedad del mineral ha de ser tenida en cuenta para el cálculo de la producción horaria, así como el factor de utilización que puede ser tan alto como 0,90 en minas muy bien organizadas, aunque lo normal es 0,70. PESO MÁXIMO Y CAPACIDAD DEL SKIP El peso máximo que ha de ser elevado en el pozo de extracción se compone del peso del cable y del peso del skip o peso muerto y del peso del mineral cargado en cada skip o peso útil. La carga por skip se deduce de: Peso útil p = Nº de viajes =

producción(t / h) × ciclo( s ) 3600( s / h) 3600( s / h) ciclo( s )

A su vez, el peso del skip se aproxima con alguna de las relaciones siguientes: peso skip = 0,5 peso del mineral + 680 (kg) ó bien 5/8 del peso del mineral en el skip. De todas formas se deberá consultar con los fabricantes de los equipos de extracción. CONTRAPESOS En determinadas circunstancias y en particular en máquinas de tambor simple se utiliza, a veces, una sola jaula o skip equilibrado mediante un contrapeso. El contrapeso se ha de calcular como la media de la suma del peso de la jaula o skip totalmente cargado y descargado. Con ello se obtiene el mejor compromiso para el contrapeso. CABLES DE EXTRACCIÓN Y DE MAQUINAS DE CARGA COMO EXCAVADORAS Los factores que deben considerarse en el diseño de los cables de extracción son: 1) los hilos de acero, 2) los torones, 3) el alma, y 4) el trenzado. 1. Los hilos de acero: Los cables de extracción se construyen con hilos de acero de 1,5 a 3,5 mm de diámetro cuya resistencia a la ruptura llega a los 2500 Mpa. Los hilos


LABOREO III

pueden ser de sección circular, en Z y de doble garganta; estos dos últimos tipos de hilos se emplean en cables cerrados y semicerrados. 2. Los torones: se llama torón o cordón al cable más sencillo que puede obtenerse del hilo de acero y para formar el torón los trozos de alambre se unen con soldaduras que no deben coincidir y se disponen varios hilos en hélice adosados en una o varias capas. El torón se caracteriza por la naturaleza del alma, el número de capas, el sentido del trenzado y el paso de la hélice. Hay cuatro tipos de torones: redondos, triangulares, ovalados y planos. Los torones se designan por el número de hilos del alma y de las capas sucesivas. 3. El alma: el objeto del alma es absorber los esfuerzos internos de compresión que se producen principalmente por aplastamiento en los tambores de arrollamiento y en las poleas. Las fibras naturales como el cáñamo se utilizan normalmente, aunque para aplicaciones anticorrosivas se utilizan fibras sintéticas tales como el nylon y el polipropileno. 4. El trenzado: Los cables redondos se forman enrollando en hélice, en una sola capa, 4 a 8 torones alrededor de un alma de cáñamo. El trenzado más normal es a derechas, a menos que por alguna circunstancia especial haya de ser a izquierdas. 5. Los trenzados pueden ser de varios tipos a) trenzado cruzado: los torones se enrollan al contrario que los hilos para obtener cables más rígidos. Tienen buena resistencia a los golpes y no se desenrollan y aguantan bien los aplastamientos y distorsiones. Se usan para eslingas y para cables de equilibrio. b) trenzado Lang: los torones se enrollan en el mismo sentido que los hilos para cables más flexibles. Estos tipos de cables son los habituales en extracción. Estos cables tienen mayor resistencia a la abrasión y se alojan mejor en los tambores. Por su tendencia a destrenzarse no se emplearán si las cargas a elevar no van guiadas. c) cables compuestos Nuflex: se realizan con dos capas de torones de hilos de acero más finos. Son flexibles y antigiratorios. Existen otros tipos de cables tales como los especiales formados por torones de sección triangular, aplastados en la última capa que se usan poco. Los cables cerrados están formados por series de capas de hilos circulares, de dos gargantas o en Z, siendo de estos últimos la superficial. Estos cables son anticorrosivos,


LABOREO III

antigiratorios y de fácil enrollamiento aunque más rígidos, además de ser sensiblemente más caros y propensos a destrenzarse. Los cables planos están formados por 6 a 12 cables de 4 torones y alma de cáñamo, trenzado alternativamente e derechas e izquierdas, adosados paralelamente y cosidos. Se arrollan en bobinas sobre sí mismos. Son también antigiratorios y se usaban en Bélgica antes del cierre de la minería del carbón

Diferentes tipos de cables

CARACTERÍSTICAS DE LOS CABLES Las características físicas más importantes de los cables son: -

sección teórica:

es la suma de las secciones de los hilos

-

diámetro teórico:

es el círculo circunscrito a la sección teórica

-

diámetro práctico:

es el del cable nuevo sin usar y es 2 a 5 % mayor al usado

-

peso por metro:

figura en los catálogos en kilogramos.

Las características mecánicas principales son: -

la carga de rotura experimental que se determina sometiendo un trozo de cable a un ensayo de tracción en el laboratorio.

-

la resistencia totalizada experimental que se obtiene sumando las individuales de los hilos del cable, obtenidas por separado.

DISEÑO DE EXPLOTACIONES MINERAS -

LABOREO III

la resistencia que se retendrá a efectos reglamentarios es la obtenida sobre el cable completo por un ensayo de rotura a tracción en un laboratorio homologado

-

el alargamiento: el límite elástico llega al 0,75 de la carga de rotura. Hay un alargamiento de acomodación que llega al 3 % del largo del cable, y otro elástico que se recupera.

-

fatigas: el cable está sometido a fenómenos de giro, sacudidas diversas y fenómenos de resonancia.

CÁLCULO DE LOS CABLES Los esfuerzos que soporta el cable son cargas estáticas, esfuerzos dinámicos, flexiones de enrollamiento, presiones diversa, torsiones, fenómenos de fatiga, roces, etc. El cálculo detallado del cable es cuestión de especialistas, y en la práctica el ingeniero de minas necesitará calcular el esfuerzo estático o carga máxima que ha de soportar el cable y multiplicarla por un coeficiente de seguridad σ : R = σ · Cmax R es la resistencia a la ruptura Cmax es la carga máxima La carga máxima Cmax se obtiene mediante la expresión siguiente. Cmax

= Cm + Cu + Pc·L

Cm

= carga muerta (jaulas, skips, etc.)

Cu

= carga útil (la del mineral, personal, equipos)

Pc

= peso por m del cable.

en dónde

Se puede estimar sabiendo que el hilo de acero pesa 0,0095 kg cm 3 L

= longitud del cable

El valor de σ = 8 es el mínimo que debe tomarse en condiciones normales. En realidad, un análisis detallado permitiría ajustar el valor σ de acuerdo con la autoridad minera local, de modo que se establezca un protocolo completo para el control periódico del cable de extracción. Este procedimiento se establecerá par escrito y previa la autorización adecuada será seguido escrupulosamente. Profundidad en mts. 0 - 500 500 - 1000 1000 - 1500

Valores de σ Koepe 7 6.9 a 6.5 6.4 a 6

Otros tipos 7 5.9 a 5.5 5.4 a 5

Valores de σ en función de la profundidad y del tipo de máquina de extracción


LABOREO III

Además, para evitar fatigas excesivas en el arrollamiento, se deben cumplir las siguientes condiciones: Si D es el diámetro del tambor de arrollamiento, d el del cable y δ el del hilo, todos ellos en mm, se tiene: D=

1200 δ; 2000

δ =

d + 1; 30

D = 80 a 110 d. A grandes profundidades, mayores de 1500 m, las fórmulas anteriores no pueden aplicarse y debe recurrirse a otros expedientes tales como aumentar el diámetro del cable, disminuir el coeficiente de seguridad (En la república de Sudáfrica σ = 5 ), emplear contrapozos en serie, utilizar cables de sección decreciente, instalaciones multicables con cables paralelos. EJEMPLO: Un cable de 5 cm de diámetro pesa aproximadamente:

52 Pc( φ c = 5cm) = π × × 0.0095 × 100 = 18,65 kg/m . 4 De todas formas se consultarán los catálogos de los fabricantes y se les pedirá las informaciones que se consideren necesarias. TAMAÑO DEL TAMBOR DE ENRROLLAMIENTO Conocido el diámetro d del cable de extracción, se puede determinar la longitud G de la generatriz del cilindro del tambor de arrollamiento. El diámetro mínimo del tambor suele estar definido por la reglamentación minera al uso: así se hace D > 60d para planos inclinados y D > 80 a 110 d para cables de d > 25mm ó D > 60d para cables con d < 25mm en pozos verticales. Si los cables son de tipo cerrado se tomará D > 100d. Si llamamos: L = profundidad del pozo D = diámetro del tambor G = longitud de la generatriz del tambor D = diámetro del cable N = número de espiras enrolladas Se tiene:

DISEÑO DE EXPLOTACIONES MINERAS N=

LABOREO III

L +3+3+2 πD

Ya que además de las espiras activas del enrollamiento, debe contarse 3 muertas adicionales, otras 3 para los cortes de inspección y dos más adicionales de respeto. Por otra parte: N=

G −2, d

debido a que dejamos al menos un espacio de 2 diámetros a ambos lados del tambor

L G + 7 = − 2 , operando se obtiene πD d

De aquí:

G = d( L=

L + 9) , y πD

πD (G − 9d ) d

En el caso de que se enrollen n capas obtenemos de forma suficientemente aproximada G = d( L=

L + 9) , y πnD

πnD (G − 9d ) d

EJEMPLO La profundidad del pozo es de 600 m y el diámetro del cable es de 4 cm. Calcular el diámetro y la longitud del tambor de enrollamiento, suponiendo que el cable se enrolla en una y en dos capas. Solución: D = 80 · d = 80 · 0,04 = 3,20 m En una capa G = 0,04 ( L=

600 + 9) = 2,75 m π ·3,20

π ·3,20 (2,75 − 9·0,04) = 600 m 0,04

que evidentemente es la profundidad del pozo En dos capas

y

DISEÑO DE EXPLOTACIONES MINERAS G = 0,04( L=

600 + 9) = 1,55 m 2π ·3,20

LABOREO III y

2·π ·3,20 (1,55 − 9·0.04 ) = 598 ≈ 600 m 0.04

Se procurará enrollar las menos capas posibles con el fin de que el cable dure el máximo tiempo posible compatible con la reglamentación vigente. Supongamos ahora que queremos operar con un solo tambor y dos skips en equilibrio, o un skip y un contrapeso o dos jaulas, o jaula y contrapeso. El tambor está diseñado de tal manera que cuando el cable de un skip se desenrolla el del otro se enrolla el mismo número de vueltas. Se quiere que la parte de cable de cada skip esté separada en el tambor por 5 vueltas y que se deje además otras 3 vueltas muertas y 3 más para cortes. El número total de vueltas en el tambor será: N=

L L +8+5+6 = + 19 . π ·D π ·D

De este modo se ve como se incrementa el número de espiras o vueltas en el tambor cuando se opera con dos elementos en suspensión en vez de uno. Se comprende que cuando uno de los skips desciende una determinada distancia el otro sube exactamente la misma por lo que la cantidad total de cable desenrollado es siempre la misma y en consecuencia con este sistema sólo se puede acceder a un solo nivel. Para acceder a varios niveles con una máquina de extracción es necesario utilizar tambores dobles con embragues que permiten el giro independiente uno de otro.


LABOREO III

DIFERENTES TIPOS DE MÁQUINAS DE EXTRACCIÓN

Máquina de extracción de tambor único

Polea Koepe simple

Máquina de extracción de doble tambor

Polea múltiple de fricción

Máquina de extracción de doble tambor con doble embrague


LABOREO III

Sala de máquinas. Polea de fricción múltiple

AMARRE, UNIÓN DEL CABLE Y GUIONAJE El amarre del cable a la jaula puede hacerse:

Amarre del cable

a) Con casquillo cónico (a), en el que se introducen las puntas del cable destrenzadas en el hueco troncocónico del casquillo en el que se cuela una aleación fundida. b) Amarre Davies (b). Dos piezas alojan el cable como mandíbulas. Se fijan con una envolvente y seis anillos. c) Reliance. Parecido, pero con las mandíbulas solidarias verticalmente con un juego de molduras. d) De pinzas, con juegos de cuñas y palancas. e) Amarre de guardacabos o anillo (c). La jaula enganchada en el anillo y la punta del cable se envuelve alrededor del mismo, fijándose después con unas grapas.


LABOREO III

f) De aprieto automático (d). La jaula cuelga de una pieza en la que encaja un guardacabos en forma de cuña al tensar el cable. g) Amarre del cable plano. Con anillos y grapas de eclises y tornillos.

La unión del cable Esta unión del cable con la jaula se hace a través del guardacabos. Los sistemas antiguos de cuatro cadenas o de cuatro patas de acero no se montan en la actualidad, salvo en pequeñas instalaciones. La suspensión de barra maestra es la empleada actualmente. Consta de una barra unida directamente a la armadura del techo de la jaula y que acciona eventualmente el paracaídas. Varios eslabones la unen con el guardacabos. La regulación para compensar el alargamiento del cable puede hacerse con cadena tipo Galle, tensor de tornillo, cuñas, paso Nonius, etc., elementos que se unen a la barra. Los cables de equilibrio se unen por sus extremos en los fondos de las dos jaulas. El amarre con guardacabos, análogo al anterior. Se guían en el fondo del, pozo con uno o varios rollizos acodados entre los parámetros del mismo. La suspensión multiplicable lleva unos dinamómetros que miden la tensión en cada cable. Reguladores de longitud de los 2 ó 4 cables. La compensación de las tensiones se consigue con balancines


LABOREO III

Guionaje El guionaje sirve para conducir las jaulas o skips a lo largo del pozo. Existen varios tipos: Guionaje rígido: Comprende las guiaderas, de madera o metálicas, y las traviesas de fijación de aquellas también de madera o metálicas. Las guiaderas de madera suelen ser de roble o de maderas coloniales, resistentes al roce, humedad y choques. La separación vertical entre traviesas es de 1,5 a 3 metros. La sección de las guiaderas es de 180 x 200 mm. Su longitud máxima es de seis metros en roble y de 10 metros en madera exótica. Se empalman a media madera o con eclipses atornillados sobre la guiadera. Las juntas pueden coincidir o no sobre la traviesa, al mismo nivel o alternados. Entre guiaderas se deja una holgura de 3 milímetros.

Las guiaderas metálicas pueden ser de perfiles laminados y de carril. Se emplean los segundos casi exclusivamente, con pesos de 32, 45 ó 62 kilogramos. Las juntas se colocan al mismo nivel o cruzadas. Es el sistema Briart.


LABOREO III

Las traviesas pueden ser de madera o metálicas para las guiaderas de madera y metálicas para las de carril. La guiadera de madera se fija en traviesa de madera con tornillos de cabeza embutida o con piezas especiales. En estas piezas los agujeros de los tornillos son ovales para corregir desplazamiento. En traviesa metálica se enlaza lo mismo. Las guiaderas metálicas se fijan a las traviesas por medio de entalladuras en éstas o bridas atornilladas. Las traviesas se fijan al revestimiento empotrándolas en agujeros previstos para ello.

La disposición del guionaje puede ser frontal, Briart de traviesas centrales o laterales y bilateral. El frontal lleva dos guiaderas por jaula en los lados menores de esta. Es racional para los esfuerzos, pero interrumpe el en los enganches, por lo que hay que dotarlos de guionajes auxiliares de ángulo en las esquinas de las jaulas o cortar el guionaje en un trozo que puede plegarse. El Briart de traviesa central lleva una sola traviesa diametral y dos guiaderas laterales para cada jaula. Los esfuerzos no son simétricos, y el desgaste, grande. El Briart de traviesas laterales se emplea poco. El guionaje bilateral es más empleado en las minas metálicas; lleva dos filas de guiaderas o cuatro situadas en los lados mayores de las jaulas. Las separaciones son mínimas para aprovechar la sección. Serán de 150 milímetros entre jaulas y entre éstas y el pozo. Las guiaderas de madera son las más empleadas, y las de carril, menos. En España, sin embargo, ocurre lo contrario, en general por la mayor acidez de las aguas de las minas de interior El guionaje por cables, muy empleado en Inglaterra, se compone de los cables guías, sobre los que deslizan las jaulas o skips, y los cables de seguridad, colocados entre las jaulas o


LABOREO III

skips, en la parte central del pozo, para frenar las oscilaciones y evitar choques. Los cables serán cerrados, semicerrados o de torón único. Los cables se fijan en un extremo y se tensan en el otro, con tensor a veces y casi siempre con contrapeso. Para calcular el contrapeso se cuenta una tonelada métrica por cada 100 metros de profundidad. (± 25 por cien según profundidad). Las abrazaderas, zapatas o deslizaderas son normalmente rígidas y tienen forma de U, dentro de la cual desliza la guiadera. Pueden ser simples o reforzadas. En el guionaje Briart se agarran al carril y tienen su forma. En el guionaje de cables son cerrados y con camisa de desgaste. Las deslizaderas elásticas pueden ser un juego de ruedas de goma o neumáticos o tener tacos de goma que amortiguan los choques. La holgura entre abrazadera y guionaje es de 10 milímetros. Se colocan abrazaderas en cada piso de jaula o arriba y abajo sólo. POTENCIA DE LA MÁQUINA DE EXTRACCIÓN ( método de Harmon)

La potencia necesaria viene dada por la fórmula


LABOREO III

Wr2 = EEW x r2, Dónde: Wr2 es el momento de inercia, EEW es la masa efectiva equivalente, r es el diámetro en pies del tambor de arrollamiento del cable de extracción. (Harmon, 1973). La curva de arriba corresponde al doble tambor de arrollamiento, la siguiente a un solo tambor y la de abajo a la polea de fricción ó polea Koepe. Después del dimensionamiento del cable y de la especificación del ciclo de trabajo, el cálculo de la potencia del motor de la máquina de extracción es el criterio más importante a tener en cuenta en el diseño del sistema de extracción. Existen dos conjuntos básicos diferentes de maquinas de extracción: el sistema de tambores y el sistema de polea de ficción o polea Koepe. Las figuras a) y b) ilustran la diferencia de las curvas de potencia versus tiempo de los dos sistemas. La diferencia refleja el hecho de que con un tambor de arrollamiento del cable el par motor decrece constantemente porque el cable está siendo arrollado en el tambor durante la subida del skip y en consecuencia disminuye la potencia demandada. En un sistema de polea de fricción con cable de contrapeso, el par motor permanece constante y por lo tanto también la potencia instantánea. La potencia entre los puntos B y C decrece en función del tiempo en el caso de máquina de tambor y permanece constante en el caso de la polea de fricción ya que el cable no se arrolla en la polea.


LABOREO III

A. MÁQUINA DE TAMBOR DE ARROLLAMIENTO.

Fig. a), Ciclo de potencia en función del tiempo para un tambor único con dos skips. (Harmon, 1973)

Las ecuaciones necesarias para calcular la potencia necesaria en todos los puntos de A a F de las curvas de potencia/ tiempo son las siguientes: Potencia requerida para acelerar el sistema ( la inercia del motor no incluida): HP1 =

TSL·V 2 (kw) Ta

en dónde TSL es la masa total suspendida y la masa de las partes en rotación que son aceleradas. TSL = EEW + SL + 2SW + 2R EEW (Equivalent Effective Weight) = peso o masa efectivo equivalente de los elementos giratorios. Wr2 = EEW · r2, en dónde Wr2 es el momento de inercia de las partes mecánicas que giran excluido el motor, r es el radio del tambor. SL(skip load) = peso o masa cargada en el skip (kg) SW(skip weight) = Peso o masa del skip(kg) R(rope weight) = peso o masa del cable (kg) V = velocidad del cable en m/s


LABOREO III

Ta= tiempo total de aceleración (se compone del tiempo de marcha lenta mas el tiempo de aceleración para alcanzar la velocidad máxima de extracción). Potencia o energía recuperada por la red debido a la desaceleración o frenado del sistema: HP2 =

− TSL·V 2 (kw) TR

(se computa como una energía negativa) Potencia de funcionamiento en el fondo del pozo sin aceleración, esto es la potencia necesaria para elevar una carga del skip lleno en el fondo del pozo que se mueve a velocidad máxima en ese punto particular del pozo. HP3 = (SL + R) · V · g No se considera SW porque se compensa con el otro skip o el contrapeso, y no es 2R porque el otro skip está arriba y su parte de cable enrollado. g es la aceleración de la gravedad Potencia de funcionamiento al final del periodo de aceleración al alcanzar la plena velocidad. HP4 = SLB · V · g en dónde SLB es la carga total suspendida en el fondo del pozo al final de la aceleración SLB = (SL+ R -

kg kg kg 1 1 VTa · ) – ( V · Ta · ) = (SL + R) – (V · Ta · del cable) 2 2 m m m

Potencia de funcionamiento al final de la carrera a plena o máxima velocidad justo en el inicio del frenado o desaceleración. HP5 = SLT · V · g, en dónde SLT es el peso total suspendido arriba al final de la carrera pero antes del inicio del frenado. SLT = (SL- R +

kg kg 1 1 VTR) + ( V · TR · del cable) = (SL- R) + (V · TR · del cable) 2 2 m m

Potencia de funcionamiento al final de la desaceleración HP6 = (SL- R) · V · g


LABOREO III

Factor de corrección de potencia por ser la eficiencia del motor y de la transmisión menor que 100%. Se toma una eficiencia del 85%. La corrección es entonces de

100 − 85 = 0,176 85 HP7 = SL · V · g · 0,176 A. Pico de potencia durante la aceleración A = HP1 + HP7 +

HP4 + 2 HP3 3

B. Potencia a plena velocidad al final del periodo de aceleración B = HP4 + HP7 C. Potencia en el inicio del frenado C = HP5 + HP7 D. Potencia para la desaceleración ó frenado D = HP2 + HP7 +

HP5 + 2 HP6 3

Potencia requerida para acelerar el rotor del motor HP8 =

0,6 A·1,2 Ta

Potencia requerida para frenar el rotor del motor HP9 =

− 0.6 A·1,2 TR

E. Potencia total para acelerar el sistema de extracción y el rotor del motor E = A + HP8 F. Potencia total para desacelerar el sistema de extracción y el rotor del motor F = D + HP9 Finalmente las ecuaciones para calcular la potencia RMS ( Root Mean Square Power Equivalent) del motor eléctrico de la máquina de extracción son: a) motor de corriente continua

RMS (kw) =

B 2 + C 2 + BC ·TFS + F 2 ·TR 3 0,75Ta + TFS + 0,75TR + 0,5TP

E 2 ·Ta +

b) motor de corriente alterna

RMS (kw) =

B 2 + C 2 + BC ·TFS + F 2 ·TR 3 0,5Ta + TFS + 0,5TR + 0,25TP

E 2 ·Ta +


LABOREO III

En dónde TFS es el tiempo a plena velocidad (Full Speed) TP es el tiempo de parada. La bondad de los cálculos se comprueba mediante la expresión

A B+C D SL· profundidadPozo ·Ta + TFS + TR = ·g 2 2 2 0,85 La anterior igualdad debe verificarse al 1 ó 2 % . Esta prueba es simplemente una aproximación del área bajo la curva potencia-tiempo de los diagramas mostrados y representa el trabajo realizado que es el peso suspendido multiplicado por la profundidad del pozo con un factor de eficiencia de 0,85. Cuando solamente hay un skip y no existe contrapeso sólo hay que modificar el peso total suspendido TSL. En este caso TSL = EEW + SL + 1SW + 1R. EJEMPLO Determinar la potencia en kw (RMS) de una máquina de extracción con motor de corriente continua con dos skips de 9,076 t de capacidad (SL) en un pozo de 304,8m de profundidad. La velocidad V del cable es de 6,096m/s, la relación del peso del skip (SW) al peso de la carga (SL) es de 0,75, la aceleración es de 0,61m/s2, la desaceleración es de 0,61m/s2, el tiempo de parada TP es de 10s. El cable tiene un diámetro d de 38,1mm y pesa 5,625 kg/m. La máquina de extracción se compone de un solo tambor de 4,572m de diámetro D. El ciclo de funcionamiento en segundos (s) es el siguiente: Tiempo de aceleración hasta velocidad lenta:

1.0 s 2

Tiempo de velocidad lenta hasta llegar a 0,61m/s :

2.0 s

Tiempo de aceleración hasta plena velocidad:

9,0 s

Tiempo a velocidad máxima : Tiempo de frenado hasta velocidad lenta : 2

Tiempo desde 0,61m/s hasta velocidad lenta: frenado hasta reposo : Entonces: Ta = 10 s; (1 + 9) TR = 10 s; (9 + 1) TFS = 39,4 s

39,4 s 9,0 s 4,0 s 10,0 s


HP1=

TSL·V 2 Ta

TSL = EEW + SL + 2·SW + 2·R EEW obtenido del gráfico es ( para un solo tambor) 49896,00 kg SL = 9072 kg 2 · SW = 2 · 0,75 · 9072 = 13608 kg R = 1714,5 kg 2·R = 2 · 1714,5 = 3429 kg TSL = 76005 kg HP1 =

76005·37,16 = 282 kw 10

HP2 =

− 76005·37,16 = -282 kw 10

HP3 =( 9072 + 1714,5)6,096 · 9,81 = 645 kw HP4 = SLB · V · g SLB = (9072 + 1714,5) – (6,096 · 10 · 5,625) = 10443,6 kg HP4 = 10443,6 · 6,096 · 9,81 = 624,55 kw HP5= SLT · V · g SLT = (9072 - 1714,5) + ( 6,096 · 10 · 5,625) = 7700,4 kg HP5 = 7700,4 · 6,096 · 9,81 = 460,5 kw HP6 = (SL – R) · V · g HP6 = (9072 – 1714,5) · 6,096 · 9,81 = 440 kw HP7 = 9072 · 6,096 · 9.81 · 0,176 = 95,5 kw A = 282 + 95,5 +

624,5 + 2·645 = 1015,68 kw 3

B = 624,55 + 95,5 = 728 kw C = 460,5 + 95,5 = 556 kw D = - 282 + 95,5 +

460,5 + 2·440 = 260,3 kw 3

HP8 =

0,6·1015,68·1,2 = 73,12 kw 10

HP9 =

− 0,6·1015,68·1,2 = - 73,12 kw 10

E = 1015,68 + 73,12 = 1088,8 kw F = 260,3 – 73,12 = 187,18 kw

LABOREO III


Prueba:

LABOREO III

1015,68 720 + 556 260,3 9,072·304,8·9,81 ·10 + ·39,4 + ·10 = 2 2 2 0,85

Se obtiene: 31517,1 frente a 31913. La diferencia es del 1,2%< 2% y por lo tanto el cálculo es correcto dentro de un margen de error del 2%. La potencia del motor de corriente continua será:

720 2 + 556 2 + 720·556 ·39,4 + 187,18 2 ·10 3 = 738,8 kw 0,5·10 + 39,4 + 0,5·10 + 0,25·10

1088,8 2 ·10 + RMS kw =

De esta forma, un motor de corriente continua de 750 kw es suficiente para las condiciones de extracción propuestas. B. MÁQUINA DE POLEA DE FRICCIÓN Ó POLEA KOEPE.

Fig.b). Ciclo de potencia en función del tiempo para la polea Koepe. (Harmon, 1973)

Los cálculos a realizar en este caso son similares a los realizados para las máquinas de tambor, aunque más simples. Esto es debido a que la potencia de funcionamiento no cambia después de la aceleración inicial como resultado del peso constante del cable (suma del cable de extracción y del cable de equilibrio) a lo largo de todo el recorrido. Ver diagrama de potencia – tiempo para la polea Koepe.


LABOREO III

Potencia de aceleración HP1=

TSL·V 2 kw Ta

dónde

TSL = EEW + SL + 2·SW + R R = (profundidad del pozo) ·( peso en kg por m del cable) · 2 · (Nº de cables) Potencia recuperada HP2 =

− TSL·V 2 TR

Potencia de funcionamiento en el fondo del pozo HP3 = SL · V · g Potencia de funcionamiento al final de la aceleración HP4 = SL · V · g · 0,111 . Se ha supuesto que en este caso la eficiencia del motor y de la transmisión es mayor que en el caso anterior. Se toma una eficiencia E del 90%:

100 − E = 0,111 . E

A ( el pico de aceleración) = HP3 + HP4 + HP1 B ( potencia a plena velocidad) = HP3 + HP4 C ( potencia de frenado total) = HP3 + HP4 + HP2 Potencia de funcionamiento al final de la carrera a plena velocidad HP5(para acelerar el rotor del motor y los demás equipos) =

0,75 A·1,2 Ta

HP6(para desacelerar el rotor del motor y los demás equipos) =

− 0,75 A·1,2 TR

D( potencia total para acelerar los equipos y el rotor-motor) = A + HP5 E( potencia total para frenar los equipos y el rotor-motor) = C + HP6 Motor de corriente continua: potencia en kw (RMS kw)

RMS kw =

D 2 ·Ta + B 2 ·TFS + E 2 ·TR 0,75Ta + TFS + 0,75TR + 0,5TP

Motor de corriente alterna: potencia en kw (RMS kw)


RMS kw =

LABOREO III

D 2 ·Ta + B 2 ·TFS + E 2 ·TR 0,5Ta + TFS + 0,5TR + 0,25TP

La prueba a realizar para ver si los cálculos han sido correctos es

A C SL· profundidadPOZO ·Ta + B·TFS + ·TR = ·g 2 2 0,90 La igualdad debe cumplirse con un margen de error del 2%. EJEMPLO: Determinar la potencia en kw de un motor de c.a. para una polea Koepe con dos skips de 4,536 t de capacidad cada uno equilibrados en un pozo de 304,8 m de profundidad. Se tiene la siguiente información adicional: La máquina es de 4 cables de 2,54 cm de diámetro cada uno y 2,6786 kg/m Velocidad del cable V = 6,096 m/s Diámetro de la polea D = 3,048m Peso skip/ peso carga = 1.2 Ciclo de trabajo: Ta = 10 s TFS = 39,75 s TR = 8 s TP = 10 sç El cálculo es el siguiente: HP1 =

TSL·V 2 Ta

TSL = EEW + SL+ 2SW + R = 16783 + 4536 + 4536·1,2·2 + 304,8m · 2,6786kg/m · 2 · 4cables =

= 38737 kg HP1= HP2 =

38,737·6,096 2 = 144 kw 10 − 38,737·6,096 2 = -180 kw 8

HP3 = 4,536 · 6.096 · 9,81 = 271,3 kw HP4= 271,3 · 0,111 = 30,14 kw A = HP3 + HP4 + HP1 = 271,3 + 30,14 + 144 = 445,44 kw B = HP3 + Hp4 = 271,3 + 30,14 = 302,44 kw C = HP3 + HP4 + HP2 = 302,44 + (- 180) = 122,44 kw

DISEÑO DE EXPLOTACIONES MINERAS HP5 =

0,75 A·1,2 0,75·445,44·1,2 = = 40,09 kw Ta 10

HP6 =

− 0,75·445,44·1,2 = -50,11 kw 8

LABOREO III

D = A + HP5 = 445,44 + 40,09 = 485, 53 kw E = C + HP6 = 122,44 + (- 50,11) = 72,33 kw

Prueba:

445,44 122,44 4,536·304,8·9,81 ·10 + 302,44·39.75 + ·8 = 2 2 0,90

y se obtiene 14739 y 15070, es decir una diferencian del 2% aproximadamente. La potencia del motor de corriente alterna será: RMS kw =

485,53 2 ·10 + 302,44 2 ·39,75 + 72,33 2 ·8 = 343,16 kw 0,5·10 + 39,75 + 0,5·8 + 0,25·10

El motor escogido tendrá una potencia de 350 Kw.


LABOREO III

DISEÑO DE LAS LABORES HORIZONTALES Y VERTICALES LABORES HORIZONTALES (Galerías, transversales, guías y otras labores horizontales) El diseño de la infraestructura se inicia determinando la sección de la galería, transversal, rampa o plano inclinado. Los hastíales estarán distanciados lo mínimo necesario para el paso seguro de los equipos de mayor tamaño, previendo espacio suficiente o adicional para las vías y el balasto, la cuneta, las conducciones eléctricas, de agua, de aire comprimido y la tubería de ventilación. Además debe haber espacio suficiente para el paso de los trabajadores. Muchas de estas dimensiones se especifican en la Reglamentación vigente del lugar. Recientemente la sección de estas labores de infraestructura se ha ido incrementando debido al cada vez mayor tamaño de los equipos utilizados. En grandes minas se nota una tendencia a sustituir los camiones de interior articulados de descarga horizontal (tipo Wagner) y de velocidad lenta por camiones volquete de tipo estándar de exterior para carretera reforzados y de alta velocidad, así como las LHD por palas cargadoras frontales con gran éxito. Al cabo de 2 ó 3 años estos equipos se venden en el mercado segundario y se renuevan para la mina. El coste de inversión resulta muy inferior. La tubería de ventilación y los conductos de insumos se llevan por el lado de la cuneta, para ahorrar espacio y librarlos de golpes y choques. Se utilizan dos sistemas para la realización de estas labores: 1) perforación y voladura, y 2) sistemas mecánicos mediante minadores continuos y tuneladoras (Túnel Boring Machine, TBM). El método de perforación y voladura es el más común, se puede realizar con personal propio, es mucho flexible y es poco sensible a los cambios de litología. La sección de una labor se puede cambiar en la siguiente perforación o gradualmente de acuerdo con las necesidades de intersecciones y cruces de galerías y el explosivo sigue siendo el instrumento de excavación más eficiente desde el punto de vista del coste y de la utilización eficiente de la energía. La ventaja de las tuneladoras y de los minadores continuos es que dejan los paramentos de las galerías y en particular el techo en mucho mejores condiciones que el explosivo. Sin embargo en cuencas carboníferas las tuneladoras pueden propiciar incendios en las capas de carbón que atraviesan debido al intenso calor que generan en el frente de corte.


LABOREO III

El método de perforación y voladura se realiza con los equipos habituales de la mina y en cambio la instalación de una tuneladora es muy costosa y difícil de operar. Ahora bien, cuando se trata de hacer la preparación de una mina nueva que exige la realización de muchas labores en estéril y al mismo tiempo labores preparatorias en mineral, es habitual contratar las labores en estéril con contratistas especializados, y realizar las labores en mineral con personal propio ya que se trata de labores productivas, que además coge la experiencia adecuada al tipo específico de yacimiento en cuestión. Las galerías pueden dividirse en tres tipos de acuerdo con J.D. Jacobs según su tamaño: 1.

Pequeñas: menores de 9 m2 de sección. Las menores no pueden ser inferiores a 2 m de ancho y 2,5 m de alto; si fuesen menores la circulación de personas y equipos se hace difícil, y no se pueden usar equipos mecánicos.

ESQUEMA DE GALERÍA PEQUEÑA

2. Medias: entre 9 y 24 m2 de sección. Este rango de tamaño cubre las necesidades de la mayor parte de las minas de interior.


LABOREO III

3. Grandes: entre 24 y 40 m2 de sección. Estas secciones se requieren cuando el transporte de interior se realiza por ferrocarril de ancho de vía de superficie o con grandes camiones de neumáticos.

ESQUEMA DE GALERÍA GRANDE

La perforación y voladura se hacen con los medios habituales que se explican en otro bloque del libro III de Laboreo de minas. El desescombro después de la voladura se realiza con medios mecánicos. La pala de mano solo se emplea en pequeñas operaciones tales como desescombro de cunetas o en situaciones en las que no es posible el de medios mecánicos. En el diseño y planificación de una excavación subterránea es importante escoger la pala adecuada, siempre la mayor posible, que pueda trabajar en un área determinada con el espacio suficiente. El camión de transporte debe ser el adecuado a la cargadora en dimensiones y en capacidad de carga. Si la cargadora usada fuese una LHD cumplirá también la función de transporte. Para evitar el polvo se riega con agua y se lleva la tubería de ventilación al frente. A medida que la galería va desarrollándose se fortifica en los tramos en que sea necesario mediante los sistemas habituales: bulonado, cuadros metálicos, gunitado, cementado, etc.


LABOREO III

LABORES VERTICALES (Chimeneas, piqueras y demás labores verticales)

METODO DE CONSTRUCCIÓN DE LABORES VERTICALES

MÉTODOS CONVENCIONALES El uso de los métodos convencionales para la realización de las labores verticales ha descendido en los últimos años, pero todavía se usan profusamente en la minería subterránea, sobre todo para chimeneas cortas, menores de 25 a 30 m. Para alturas superiores la tendencia es la utilización de sondeos de gran diámetro. Las labores verticales se emplean para el paso de hombres, de equipos y suministros, para la bajada de mineral o de estériles y rellenos y para la ventilación. En el método convencional, el tipo de andamiaje o sostenimiento utilizado es función de la sección y pendiente de la chimenea. Si la pendiente es menor de 40º se necesita poca madera para la protección de las personas, aunque el uso de mampostas horizontales ayuda a desplazarse y a apoyar las columnas de los martillos perforadores. En chimeneas verticales o muy pendientes se requiere un andamiaje adecuado incluso cuando la roca se sostiene muy bien. Las mampostas se cortan a la distancia entre hastíales y se calzan con cuñas, mediante el hacho o maza.


LABOREO III

La forma más simple de poner la madera es en una fila en cada extremo de los hastíales. El forro de tabla horizontal sirve de plataforma para apoyar la columna del martillo perforador y se mueve después de cada disparo. Un método similar consiste, en lugar de utilizar mampostas, perforar sendos barrenos cortos en los extremos opuestos de los dos hastíales, introduciendo en los cuatro barrenos un trozo de barrena gastada previamente cortada y se ponen dos tubos de tubería metálica encajados en los trozos de barrena; las tablas de la plataforma se colocan sobre ellos. La chimenea de dos compartimentos se sube con andamiaje de mampostas o fortificación del compartimiento de la escala. Las mampostas se colocan a pares a intervalos de 1m o más, una en un hastial de la chimenea y la otra hacia el medio. El hueco entre mampostas se forra con tabla para separar el paso de hombre del hueco de paso de escombro. Se dejan plataformas y la escala se pone alternada par mayor seguridad. Se hacen recortes o nichos en el paso de hombre para almacenar suministros. El hueco de paso de escombro está lleno y solo se extrae por la parte inferior lo necesario para dejar espacio arriba suficiente para trabajar. En este sentido funciona como el método de cámaras almacén.

PLATAFORMA PARA LA EJECUCIÓN DE LABORES VERTICALES


LABOREO III

La figura siguiente muestra una chimenea con el compartimiento de personal fortificado, en el que se coloca un techo de tabla en el paso de hombre para el disparo de la pega. Este tipo de chimenea se realiza cuando el terreno necesita sostenimiento y hay que mantener expedita la comunicación entre labores.

Chimenea de dos compartimentos en ejecución


LABOREO III

Después de ventilar los humos del disparo, los mineros suben y van quitando tabla por tabla del techo del compartimiento de subida echando el escombro volado de cada tabla al compartimiento del escombro y a continuación se prepara la siguiente perforación. Este tipo de labor vertical puede extenderse a tres compartimentos de modo que el central es para paso de hombre y los laterales para desescombro. SISTEMA ALIMAK

Jaula Alimak en operación

El sistema Alimak es un método semi-mecanizado de ascensión de chimeneas que ha tenido éxito para roca dura y chimeneas largas en la minería metálica y en obras públicas. La inversión en equipos es elevada aunque pueden ser reutilizados numerosas veces.


LABOREO III

MÉTODO MECANIZADO Los sistemas más modernos para desarrollar labores verticales utilizan técnicas de sondeos. La sonda deja secciones circulares con buenos paramentos, muy aptas para la eficiencia del paso del escombro y para la ventilación por su baja resistencia. Las labores realizadas por este método pueden tener pendientes de hasta 30º con la vertical, diámetros de hasta 2m y longitudes de casi 300m.

Sondas en acción inclinada

La máquina realiza en primer lugar un sondeo de 225 a 250 mm de diámetro y a continuación realiza la sección definitiva en ascendente. Con grandes máquinas de este tipo se realizan pozos de extracción.


LABOREO III

Las labores para pasos de mineral pueden ser verticales, aunque muchos operadores mineros las prefieren de 70º o más pero no del todo verticales. Las chimeneas verticales trabajan llenas de escombro a modo de cámara almacén y las inclinadas a 55º trabajan vacías. Por debajo de 50º el mineral no correrá adecuadamente.

PLATAFORMA DE PERFORACIÓN DE LABORES VERTICALES

La razón de la disparidad de criterio radica en el tipo de cuelgues que se producen en los conductos verticales. Los minerales con pocos finos y trozos gruesos tienden a producir cuelgues porque los bloques encajan entre ellos produciendo un efecto arco mientras que minerales con muchos finos forman cuelgues por cohesión de los finos. Los cuelgues de gruesos se producen en pendientes mayores de 60º, mientras que los de finos se evitan en pendientes casi verticales. Un buen compromiso es acudir a pendientes de unos 70º para evitar ambos tipos de cuelgues. La sección de los conductos verticales de mineral se suele definir basándose en la experiencia de la mina. En un nuevo proyecto se acude a lo que hacen otras minas similares si existen o a métodos empíricos. Un método empírico es el checoslovaco: La dimensión de la chimenea de paso de mineral se obtiene con las siguientes fórmulas


LABOREO III

Sección cuadrada de lado L:

L = 4,6 d 2 k

Sección rectangular de lado mayor W:

W = 4,6 d 2 k

Sección circular de diámetro D

D = 5,2 d 2 k

dónde d = mayor dimensión del tamaño máximo en el conducto k = una constante de un ábaco que para voladuras típicas de rocas en minas toma los siguientes valores k = 0.6 para un contenido de finos igual a 0% k = 1,0 para un contenido de finos igual a 5% k = 1,4 para un contenido de finos igual a 10% Se consideran finos todos aquellos materiales menores de 200 mallas. Ejemplo: Hallar la sección de una chimenea para el mineral que pasa por una rejilla con paso de 400 x 450 mm y con un contenido en finos del 2,5%.

Solución: L = 4,6 0,450 2 ·0,8 = 1,85 m. En este caso valdrá una chimenea de 1,80 x 1,80 m.


LABOREO III

Bloque 3 Diseño de explotaciones mineras a cielo abierto

Profesores: D. Fernando Plá Ortiz de Urbina D. Isidoro Moyano Encinas D. Juan Herrera Herbert


Laboreo III

BLOQUE 3. DISEÑO DE LOS MÉTODOS DE MINERÍA A CIELO ABIERTO. Objetivos específicos Campo de aplicación de los métodos de cielo abierto La informática como medio de estudio y de control. 3.1 Minería superficial. 1) Canteras. Criterios geométricos. Variantes. 2) Maquinaria principal. Capacidades, rendimientos, productividades y costes 3.2 Minería profunda. 1) Descubiertas. Criterios geométricos. Variantes. 2) Cortas. Criterios geométricos. Variantes. 3) Maquinaria principal Capacidades, rendimientos, productivi dades y costes. 3.3 Minería de materiales blandos. 1) Maquinaria principal 2) Capacidades, rendimientos, productividades y costes 3.4 Minería de materiales duros. 1) Maquinaria principal 2) Capacidades, rendimientos, productividades y costes 3.5 Estudio de casos reales Campo de aplicación de los métodos de cielo abierto Por las lógicas y naturales diferencias que imponen sus carac terísticas estructurales y por sus aplicaciones podemos establecer las varias clases de materiales que dan lugar a una primera selección de los submétodos clásicos de la minería a cielo abierto (MCA), así como su más frecuente denominación internacional: -

CANTERAS (Quarry). Para las rocas de la construcción y ornamentación.

-

CORTAS (Open Pit). Para los depósitos con contenidos en metales o masivos de minerales metálicos. (Fe, Cu,. Pb, Zn, Piritas, Ni).

-

DESCUBIERTAS. (Strip-Mining). Para los yacimientos sedimentarios superficiales

y con

poca afectación de la tectónica (Carbones, lignitos, sales, bauxitas, fosfatos, etc.). Desmonte por transferencia. -

HIDRÁULICA. (Dredging). Para los placeres o yacimientos sedimentarios hidráulicos (Au, Sn, W, Diamantes,) y para el Dragado con agua y/o seco de arenas y gravas.

-

LIXIVIACIÓN. (Leaching). Para los depósitos de rocas solubles (U, Au, Sal, Cu, S,) por disolución y precipitación de contenido valioso.

-

ESPECIALES. Como las explotaciones por terrazas, por contorno o por mezclas mixtas de algunos de los submétodos más convencionales.


Laboreo III

En cuanto al ritmo de explotación y de acuerdo con la clasificación que establece anualmente el "Mining Magazine" podemos establecer el tamaño de una explotación a cielo abierto, en función del movimiento de tonelaje anual de estéril más mineral en la siguiente tabla: Tamaño

Capacidad anual en Tm. de estéril más mineral

Pequeño

-----------

menor de 1.000.000

Mediano

-----------

entre 1 y 5 millones

Normal

-----------


Grande

-----------


Gigante

-----------

mayor de 100 millones

Dentro de los métodos más habituales que denominamos convencionales destacamos sus principales características.

La Cantera:

*

*

En el primer tipo, la cantera, que es probablemente el método que representa el mayor volumen en conjunto de la minería mundial, si bien las unidades de explotación son pequeñas, están incluidas aquellas explotaciones de las masas rocosas, en las que, prácticamente, no existe un recubrimiento de estéril ni tampoco una posterior concentración del material. Estas son, por ejemplo, las explotaciones de calizas para las fábricas de cemento, para los abastecimientos de las plantas metalúrgicas o para las obras públicas, como por ejemplo; las de áridos, cales, yesos, granitos, mármoles, piedra para la construcción y hormigonados, balasto para vías, etc. El objetivo básico en esta pequeña minería, ya que la calidad es consustancial con el material, es conseguir una granulometría vendible y su mayor condicionamiento económico viene a ser la distancia al mercado. No existen graves problemas de reservas ni de leyes, pero su dispersión y la competencia son muy grandes y su tecnología hasta hace poco pequeña ya que su orientación principal es hacia el mercado o comercialización. Suele ser una explotación superficial (menos de 50 m. de profundidad) con un solo banco o con muy pocos, en una pequeña área, sin necesidad de tener que descubrir el material ex plotable, por aflorar, y por tanto con muy bajo o nulo ratio de estéril a mineral. El ritmo de producción es, en general, pequeño y marcado por las necesidades de unos mercados muy próximos. Normalmente las características físicas y granulométricas, más que las químicas del producto vendible marcan el precio de venta, que es muy bajo, salvo en el caso de las rocas ornamentales. Se subdividen en canteras de rocas de materiales para la construcción y canteras de rocas ornamentales. Cuanto mayor es la cantera, más sencilla la resolución de los problemas de restauración ambiental y poder lograr una mayor saturación de los equipos mineros de arranque y proceso, por lo que existe una lógica corriente mundial hacia la disminución del número de explotaciones con un mayor tamaño de las mismas, llegando a constituir las modernas supercanteras o Superquarries, que prácticamente


Laboreo III

son verdaderas cortas. También, cada vez es mayor la tendencia a la explotación de estos materiales por minería de interior para evitar los elevados ratios en el caso de las rocas ornamentales y el costoso problema de la restauración e incluso por el aprovechamiento de los huecos generados para otros fines civiles.

Las Cortas:

*

*

En el tipo de las Cortas, están incluidas aquellas explotaciones profundas de minerales de hierro, cobre, pirita, plomo y zinc, mercurio, oro, níquel, etc., de una formación genética vertical, y en las que normalmente se precisa una cierta selección previa del mineral en su extracción, lo que origina un movimiento y arranque de grandes tonelajes de material estéril y requiere el empleo de unos adecuados sistemas de concentración posterior de la mena, así como, más recientemente, también se aplica en la minería de las capas de carbón con fuertes pendientes. Se caracterizan por un fuerte ritmo de explotación, una siempre difícil selectividad y unos graves condicionamientos por la concentración posterior. Esta minería abarca desde aquellas explotaciones con una baja producción de unos cientos de toneladas por día, hasta aquellas otras en las que se arrancan más de 100 millones de toneladas por año, como las famosas Binhgam Canyon en Utah, Chuquicamata y Escondida en Chile, Gransberg en Indonesia y Krivoi-Rog en Ucrania. Son explotaciones tridimensionales con unas profundidades importantes (mayores de 100 m.) lo que obliga a un gran número de bancos descendentes y de rampas de , en el que aparecen unos graves problemas como el ratio variable, la estabilidad de taludes, la selectividad del mineral, y para resolverlos se requiere la utilización de las más avanzadas tecnologías mineras de planificación, diseño, operación y control. El tamaño y el ritmo anual de la explotación vienen condicionados por las capacidades de las plantas de concentración que, generalmente, están ubicadas a pie de mina para lograr un producto vendible de un mayor valor añadido y para lograr la recuperación de los minerales de menor ley. La forma de los yacimientos explotados por el método de corta obliga a situar el vertedero exteriormente al hueco, creando con ello problemas medio ambientales, en general, menos trascendentes o suavizados por la existencia o la génesis de los minerales metálicos en zonas geográficas poco o nada fértiles, o bien por un relleno posterior de los huecos explotados con aguas o estériles.

Las Descubiertas:

*

*

*

*

En las Descubiertas están incluidas aquellas ex plotaciones de unos yacimientos sedimentarios, en general, más bien horizontales, en los que la potencia y calidad del mineral exige, tan sólo, la existencia de dos bancos de explotación, uno en estéril, que es removido por una sola máquina y el otro con la altura de la capa de mineral a arrancar, que es minada por otras máquinas más pequeñas y convencionales. El objetivo minero es llegar al muro del yacimiento para sobre él depositar los estériles producidos por el desmonte.


Laboreo III

La característica básica de este método está en el buen aprovechamiento del hueco producido en la misma extracción como vertedero de la fase siguiente. Su empleo en las rocas blandas ha permitido un gigantismo y automatización muy notables, junto a una reconstitución del terreno tras la minería, verdaderamente irable. Algunos ejemplos de este submétodo son: las grandes explotaciones de carbones en Estados Unidos, China y Australia, de los lignitos en Alemania y Grecia, de los fos fatos en Florida y Marruecos, de la bauxita en el Caribe, etc. Constituye, este tercer tipo, uno de los mejores ejemplos de aplicación del automatismo y de la continuidad en la minería y es, precisamente, en donde pueden encontrar aplicación las mayores máquinas de arranque y transporte que hoy existen en el mercado mundial de maquinaria minera. Son unas explotaciones de una profundidad limitada (hasta 150 m) de unos yacimientos sedimentarios bastante horizontales de minerales blandos (carbones, lignitos, fosfatos, sales, bauxitas, arenas, arcillas, etc) en forma de capas, con pocos bancos, con una fácil y clara separación entre el mineral y el estéril y con unos ratios poco variables. La posibilidad de utilizar el propio hueco, por haberse llegado al muro del yacimiento, para depositar el estéril extraído ha permitido llamarle método de Transferencia y así recuperar las condiciones medio-ambientales. Aparecen en este método importantes problemas de manejo de unos grandes volúmenes y tonelajes y de estabilidad de suelos y rocas por la menor calidad geomecánica de los materiales y la presencia de acuíferos. La fuerte producción viene, en general, determinada por la existencia próxima de las plantas de transformación in-situ (Centrales térmicas, fabricas de fertilizantes, plantas de aluminio) Por la posibilidad de efectuar una fácil minería se emplean unas tecnologías muy avanzadas con maquinaria muy específica que llegan a producir una definición incorrecta del método, y así se habla de método alemán para llamar al clásico sistema continuo de rotopalas más cintas o de método americano al también popular sistema discontinuo de dragalinas o de excavadoras de desmonte, cuando, en principio, son el mismo método, pero distintos sistemas.

Las Terrazas:

*

Son las explotaciones de yacimientos en las laderas de montaña, lo que permite un escalonamiento descendente hasta el valle, con una reducción de los problemas de techo y de la salida del mineral a un nivel inferior, pero más complicados problemas de vertederos y de recuperación medio ambiental. Es el equivalente en la minería a cielo abierto de las antiguas explotaciones por socavones de la minería de interior. Es un método bastante popular en aquellos países vírgenes en donde es todavía posible y fácil encontrar unos yacimientos aflorantes de minerales metálicos, carbones e industriales. Es empleado en el caso de los carbones, en los países de una fuerte tectónica, que ha permitido los afloramientos de los horizontes o capas, como es el caso del Norte Español. Podría pensarse que es un caso particular del método de corta a media ladera en la que falta parte del techo tanto de estéril como de mineral.


Contorno:

Laboreo III

*

Es un método que combina felizmente la explotación por descubierta con la transferencia del estéril, en una situación a media ladera propia del método de terrazas, aunque con pocos bancos. Se emplea, fundamentalmente, en la extracción de capas de carbones, fosfatos y horizontes sedimentarios que afloran en zonas de colinas sinuosas. Se separan, bruscamente, en función de los parámetros económicos, la mina a cielo abierto de la explotación subterránea, por lo que es un esquema al que se pueden aplicar las minerías mixtas. Un caso muy popular en EE.UU., en la antigua zona minera de los Apalaches, son las explotaciones longitudinales que siguen la línea de los afloramientos hasta alcanzar el máximo ratio económico de la MCA, transfiriendo los estériles al hueco del modulo anteriormente explotación, lo que permite una buena recuperación del terreno afectado. A continuación de la extracción y antes del relleno del hueco se procede a extraer por Auger o algún submétodo de minería de interior para aumentar el porcentaje del carbón extraído.

Hidráulica:

*

*

La minería hidráulica de los placeres, en general, de minerales pesados y preciosos concentrados, que fueron generados hidráulicamente por la naturaleza, constituye un método muy simple y barato de extracción y concentración en una sola unidad, que es, generalmente, un barco - draga con una cabeza giratoria de cangilones que procesa el material económico en una planta de concentración situada sobre el propio barco. El residuo de la concentración es devuelto al lago, río o mar como relleno, de forma que el agua se desplaza con la explotación. En aquellos casos de no disponer de agua se puede emplear el método clásico de Dragalinas o de una maquinaria más convencional como las retroexcavadoras o grúas almejeras. El mayor interés de este método de minería está en su aplicación experimental a la explotación de los profundos fondos marinos en la plataforma continental o en los fondos abisales. Se denomina método hidráulico a aquel que emplea el agua como una herramienta disgregadora del material o aquel que se realiza desde la superficie de un lago, río, océano o mar. En alguna ocasión el lago puede ser artificialmente creado por los operadores mineros para situar sobre él la maquinaria flotante de dragado. El método va desde la operación manual de batea hasta el empleo de la gran maquinaria de dragado, de los monitores de agua a gran presión y del transporte por tubería de hidromezcla. Es uno de los métodos más antiguos de explotación minera, que ha sufrido grandes avances con el moderno desarrollo de máquinas de gran capacidad de arranque, carga y transporte, así como de una mayor profundidad de lámina de agua, lo que ha permitido la explotación de los fondos marinos, especialmente para la explotación de los horizontes de hidrocarburos en el fondo del mar como en


Laboreo III

Maracaibo, Mar del Norte, Mar Caspio, etc., por el método de sondeos desde plataformas o barcos flotantes Se emplea, fundamentalmente, en la extracción de áridos y gravas de ríos y en la minería de los minerales pesados como el oro, la plata, los diamantes, el estaño y wólfram y también para los sondeos para la explotación de petróleo, gas y agua.

Lixiviación:

*

*

La minería por disolución o lixiviación consiste en la aplicación de unos procesos químicos de disolución de ciertas substancias para una posterior precipitación físico-química y ha dado lugar en todos los tiempos a ciertas explotaciones mineras a cielo abierto como las salinas al borde del mar o más modernamente la explotación de yacimientos de sal por la disolución bien a cielo abierto o por sondeos desde la superficie. El clásico método de lixiviación del cobre en la minería onubense - ya empleado por los árabes en la edad media- ha sufrido un crecimiento tecnológico que ha permitido y permitirá la extracción de los minerales marginales muy rentable, hasta el punto de hoy en día la lixiviación y electrolisis (SX-EW) ha permitido una fuerte producción de cobre a bajo coste. Pero el mejor ejemplo de la minería química o por disolución lo encontramos en las modernas explotaciones de Uranio por riego con aguas ácidas que supone un gran porcentaje de la producción mundial; así como las explotaciones en eras o depósitos de unos minerales con bajo contenido en cobre, oro y plata a base de regar con unas soluciones ácidas o cianuradas. Una aplicación, más física que química, es la extracción del azufre por el método Frasch o los ensayos de gasificación del carbón de las capas profundas y difíciles para conducir el gas a la central térmica anexa a los campos mineralizados. Un método, llamado también minería química o minería por disolución, que ha permitido tradicionalmente la extracción de unas sustancias solubles ante el ataque del agua o de un reactivo solvente y más económico que el producto a obtener, lo que permite la obtención del mineral, sin tener que extraer la ganga que le acompaña. Según el grado de preparación del mineral y el lugar de ataque se divide en: Lixiviación in situ "

en vertedero

"

en eras

"

en depósitos

"

dinámica

El empleo de avanzadas tecnologías químicas ha permitido un gran desarrollo de este método en las modernas minas, del cual se ha procedido a editar un manual por el ITGE (1991).


Laboreo III

Métodos especiales o mixtos Finalmente los métodos mixtos son los que combinan alguno de los submétodos anteriores entre sí o bien con la minería subterránea o bien con sondeos, aprovechando las ventajas de cada uno de los métodos en el mismo espacio y tiempo y las necesarias infraestructuras y plantas auxiliares para ambos métodos e incluso reduciendo los inconvenientes de alguno de ellos y aumentando las ventajas del otro. Entre los métodos especiales cabe destacar la extracción con Auger o helicoide que tanto éxito ha supuesto un complemento de la minería de contorno en la explotación de capas horizontales de carbones y de sales y que es una claro método de minería subterránea realizada desde el exterior. De la misma manera la minería marina en las grandes profundidades puede considerarse como especial, pues aunque se hace desde la superficie del mar la situación del yacimiento es profunda, pero no subterránea.

Clasificación de los métodos mineros a cielo abierto En resumen los métodos a cielo abierto se pueden clasificar y distinguir en función de distintos parámetros según el cuadro adjunto

CARACTERÍSTICAS

GEOMETRÍA

SUSTANCIAS

TAMAÑO

DENOMINACIÓN

INVERSIÓN

TECNOLOGÍA

COSTE

CANTERAS

Superficial

Rocas

Pequeño

Casi nulo

Baja

Poca

Bajo

CORTAS

Profunda

Metales

Grande

Creciente

Grande

Alta

Alto

DESCUBIERTAS

Poco Profunda Sedimentarias

Gigante

Grande

Grande

Media

Bajo

CONTORNO

Longitudinal

Sedimentarias

Pequeño

Mediano

Mediana

Media

Medio

HIDRÁULICA

Bajo Agua

Pesados

Mediano

Grande

Variable

Alta

Medio

LIXIVIACIÓN

Variable

Solubles

Mediano

Pequeño

Pequeña

Alta

Bajo

ESPECIAL

Adaptable

Variables

Mediano

Combinado

Grande

Media

Variable


Laboreo III

Consideraciones generales en el diseño de las explotaciones a cielo abierto. El método de explotación a cielo abierto, con relación a la minería subterránea, ofrece las siguientes ventajas: • Mejor recuperación del volumen de mineral explotable económicamente. • Planificación más flexible a medida que progresa el tajo. • Los niveles de riesgo en el trabajo disminuyen considerablemente. • La mecanización no tiene limite en cuanto a las dimensiones de los equipos. • El esfuerzo físico desarrollado por los trabajadores es menor. • La productividad es más alta. • Los tonelajes fragmentados por cada voladura son mucho mayores. • Los problemas de ventilación prácticamente no existen. • Los costes de producción por tonelada movida son bastante más bajos. Las desventajas de explotación a cielo abierto son muy particulares y tienen influencia sobre el costo por tonelada producida. Algunas de las más relevantes, son: •

Las inversiones en equipos son cuantiosas y las cargas financieras son altas.

•

El equipo es más sofisticado y necesita una mano de obra más calificada.

•

Los agentes atmosféricos naturales tienen un fuerte impacto (lluvia, nieve, niebla).

•

Los frentes de trabajo deben estar mejor organizados.

•

Se generan importantes impactos en el entorno que deben ser corregidos por medio de una restauración a veces onerosa.

El avance y evolución de los sistemas de explotación a cielo abierto, ha sido notorio en los últimos 25 años. El método de explotación depende en buena medida, de la morfología y génesis del depósito a explotar. Los yacimientos que mejor se adaptan al sistema, son aquellos cuya presencia es relativamente cercana a la superficie topográfica del terreno, con unos volúmenes muy grandes de mineral económico, tales como los yacimientos diseminados (de plata, de cobre porfídico, placeres, etc.), los cuerpos masivos (hierro, granitos), los yacimientos sedimentarios (carbón, calizas, hierro, yeso, sal), etc. En los yacimientos que son susceptibles de explotarse a cielo abierto, la secuencia se lleva a cabo por bancos descendentes sucesivos, dependiendo tanto de la capacidad y número de los equipos en operación, como de la relación de desmonte para cada tajo, hasta llegar a los límites finales planeados en el diseño. El material producto del desmonte y de algunas zonas estériles dentro del área en explotación, es prácticamente imposible depositarlo y/o acumularlo dentro del tajo (con excepción de algunas minas de carbón poco profundas), por lo cual se tendrá la necesidad de acarrearlo fuera de los límites de éste. La secuencia e la explotación depende en forma muy directa del buzamiento y de la profundidad del yacimiento, siendo muy importante el ángulo del mismo


Laboreo III

superior a la estabilidad natural de los materiales lo que obliga a explotar una parte considerable del muro y con ello eleva considerablemente el ratio de estéril a mineral.

La informática como un medio de diseño, estudio y control.

*

La aplicación de la informática como una herramienta de diseño, estudio y control en las explotaciones a cielo abierto, ha tenido un enorme avance, empezando por los mismos estudios geológicos y geofísicos, para continuar con la secuencia y diseño de la explotación propiamente dicha. Esto se debe a que cada vez se dispone de unos programas informáticos más funcionales en


Laboreo III

cada una de las numerosas fases de la operación de una mina a cielo abierto tajo. Algunos de los múltiples softwares disponibles en el mercado son los siguientes: ♦ Topografía. ♦ Mecánica de rocas. ♦ Muestreo y cálculo de reservas. ♦ Diseño y control de voladuras. ♦ Hidrogeología. ♦ Mantenimiento y control de equipo minero ♦ Control y supervisión de la operación. ♦ Planificación a corto, mediano y largo plazo. ♦ Nómina y control de personal. ♦ istración. ♦ Otros más específicos. La informática tiene la gran ventaja de que, por medio de ella se pueden simular e incluso pensar en la optimización y en el futuro en la aplicación de los sistemas expertos de auto control, de todas las operaciones mineras dando unas respuestas fiables en periodos de tiempo muy cortos y permitiendo adelantarse en la corrección de los posibles errores.

Papel del ingeniero geólogo El ingeniero geólogo es la persona responsable del muestreo y del levantamiento geológico y por ello, es quien dirige los trabajos de exploración, inclusive en la posterior etapa de explotación respondiendo del control de leyes. Dentro de sus responsabilidades está la de definir la génesis, la morfología, el tamaño y la potencialidad del deposito mineral, así como tomar en cuenta las diferentes restricciones geológico-estructurales que tengan influencia y/o relación con el depósito. Es importante que en el proceso de exploración, el ingeniero geólogo realice unas estimaciones económicas preliminares que justifiquen la continuidad de los gastos, y por lo tanto, debe entender todos los principios pertinentes relacionados con los estudios de viabilidad. Esencialmente el objetivo de un buen ingeniero geólogo es cuantificar las reservas en cantidad, calidad y situación espacial con el mínimo error.

Papel del ingeniero minero Usando toda la información generada por el ingeniero geólogo en la etapa de exploración, y en particular a partir del modelo informatizado de inventario de bloques, el ingeniero de minas diseña un método, un sistema, un equipo o flota y un plan de explotación, para luego, en colaboración con los ingenieros mineralúrgicos, seleccionar el proceso de la planta de tratamiento de los minerales, incluyendo las trituradoras y los molinos y otras instalaciones auxiliares necesarias para la consecución de un producto vendible al mejor precio y con ello lograr la puesta en marcha de la mina. Con los parámetros conocidos y con los estimados se deben llevar a cabo los estudios económicos y de viabilidad más detallados.


Laboreo III

Papel de la computadora o PC`s La computadora o PC es actualmente una herramienta de trabajo que debido a su poder de cálculo aritmético y geométrico, permite la aplicación de unos sistemas de evaluación matemática que antes no era posible usar o llevaba un enorme número de horas para hacerlo manualmente, proporcionando además los medios para la búsqueda de soluciones o alternativas a unos problemas complejos que manualmente consumían mucho tiempo. El uso de la computadora resulta algo costoso, pero con un eficiente programa informático, no únicamente se genera una información nueva, sino que también se ahorra una cantidad significativa de recursos económicos necesarios en la investigación. La comunicación entre los ingenieros, los geólogos y los programadores es fundamental para entender los problemas de cada área de trabajo y poder así obtener unos resultados satisfactorios en la utilización de las máquinas computadoras.

Las reservas de mineral y el diseño de la mina El término reservas de mineral in-situ implica que los recursos son capaces de ser extraídas con un beneficio económico el cual, a su vez, está sujeto a restricciones, tanto de carácter económico financiero como de carácter técnico, incluyendo inevitablemente el cálculo de las leyes promedio de todos y cada uno de los bloques del inventario. La elección del método de explotación constituye la decisión fundamental para el diseño de la explotación de una mina. El diseño de la explotación que mejor se adapte a las condiciones geológicas, estructurales y mineralógicas de un yacimiento determinado, constituye una de las funciones de trabajo más importantes del ingeniero de minas. El juicio de una buena ingeniería y una inteligente toma de decisiones no debe ser dejado a un programa informático, ya que la computadora sólo es una herramienta de trabajo que no puede pensar y mucho menos tomar decisiones de tal importancia, aunque cada vez más es una ayuda o útil imprescindible para comparar las diferentes alternativas posibles. El propósito principal del diseño preliminar del límite final del hueco de una mina a cielo abierto es calcular el total de las reservas contenidas en el depósito y del volumen de estériles que habrá que desmontar para obtenerlas. Conocer los límites finales de la operación, resulta también de singular importancia para la planificación y el diseño de los vertederos, tanto del estéril proveniente del desmonte, como de los residuos del tratamiento producidas en la planta de beneficio de minerales, instalaciones de servicios, talleres y en general toda la infraestructura de edificios y oficinas. El diseño del límite final de una mina a cielo abierto, económicamente viable, es función de varios factores, debido a que no existe un diseño único que se pueda mantener durante toda la vida de la mina, por lo tanto, los programas informáticos existentes en el mercado y susceptibles de ser empleados en el diseño de las minas a cielo abierto, deben ser lo suficientemente flexibles y baratos, como para que puedan ser operados reiterativamente tantas veces como sea necesario, usando para ello, toda la nueva información técnica disponible en el momento y todos los parámetros económicos


Laboreo III

requeridos, de tal manera que los datos generados puedan proporcionar al responsable de la planificación de las operaciones mineras, unas opciones y alternativas para la determinación del mejor diseño con todas condiciones imperantes en el preciso momento del cálculo. Los elementos más importantes para el diseño de una mina a cielo abierto puede dividirse en dos categorías principales: a.

Restricciones físicas y/o geológicas, como poblados, ríos, lagunas, climatología, etc.

b.

Restricciones económicas intrínsecas en el depósito, (topografía, geometría de la zona mineralizada, distribución de valores de calidad dentro del cuerpo y ángulo de los taludes del hueco).

Las restricciones económicas son muy variables y cambian con las condiciones económicas a lo largo del tiempo. Generalmente estos factores no se conocen explícitamente y deben estimarse rutinariamente durante toda la vida de la mina, y aunque algunos elementos pueden estimarse con mayor exactitud que otros, estas incertidumbres hacen que el proceso del diseño del hueco sea un proceso dinámico durante toda la vida de explotación. Los principales factores económicos que intervienen en el diseño son: Coste de explotación de una unidad de desmonte. (Ce ) Es el costo de excavar, transportar y verter una unidad de material estéril, (la cual puede variar de acuerdo a la naturaleza del material). Un programa destinado al diseño de una mina a cielo abierto, debe de ser capaz de diferenciar entre los diferentes tipos de materiales y tomar en cuenta las diferencias en sus costes. Coste de arrancar y transportar una unidad de mineral. (Cm) Este coste varía de acuerdo a su ubicación dentro del hueco, particularmente en relación con la profundidad. Porcentaje de recuperación en el proceso minero y mineralúrgico (r%). Se puede determinar con bastante aproximación por medio de ensayos en laboratorio o como el resultado más real de una mina o planta piloto. Beneficio neto por unidad de mineral B. Es una función directa de los precios vigentes en el mercado de minerales, menos los costes de tratamiento y al precio neto de fundición para la mayoría de los metales no ferrosos y preciosos.

El diseño de la mina. Una vez que se han determinado los factores físico-económicos, es posible aplicar una fórmula mediante la cual, teóricamente se generarán los beneficios de un tajo en cualquier et apa de la operación. Para efectos de cálculo, se supone que el tajo tiene una ley de mineral uniforme y un tonelaje de mineral V. La formula generalizada de referencia queda definida como sigue:


Laboreo III

B = (p)(V)(%r) - R(Ce) - Cm -

(1)

Donde: B = Beneficio generado en el tajo (€/Tm.) p = Valor de una unidad de mineral. (€/Kg., €/Termia, etc) V = Valor en contenido del mineral extraíble (Kg. metal, Termias, etc.) Ce = Coste equivalente a mover una tonelada de estéril. (€ /Tm. de estéril) Cm = Coste de extraer y transportar una unidad de mineral. (€/Tm. de mineral) = Coste de tratamiento de una unidad de mineral (€/Tm. de mineral) %r

= Porcentaje de recuperación de mineral. %

R = Ratio de desmonte (Tm. de estéril / Tm. de mineral) El límite del hueco se alcanzará cuando el beneficio es B = 0 y el ratio de desmonte será el llamado ratio límite económico Rle:

R le =

(p)(V)(% r) - C m − C p Ce

(2)

En la ecuación (2) se puede notar que el ratio limite económico de desmonte, será tanto mayor cuando la ley o la recuperación del depósito aumentan ó si disminuyen los costes de operación y tratamiento y muy especialmente los de extraer el estéril al estar en el denominador de la ecuación. Reordenando la ecuación (1), se puede derivar la fórmula fundamental usada en el diseño de minas con tres dimensiones:

(p)(V)(% r) = B + (R)(C e) + + Cm

(3)

Esta ecuación permite calcular el ratio limite de la corta R o el necesario para obtener un beneficio B. Haciendo B = 0, y despejando V se puede obtener la ley mínima de corte (cut-off grade), por debajo de la cual el flujo de efectivo será negativo.


LABOREO III

DISEÑO INFORMATIZADO DE MINAS A CIELO ABIERTO 1 DISEÑO VS. PLANIFICACIÓN La palabra “diseñar” procede del italiano disegnare, que a su vez lo hace del latín designare, que significa “dibujar”. En este aspecto, su significado es muy parecido al de “planificar”, que literalmente significa “hacer planos o planes”. Pero existe una diferencia conceptual entre los dibujos del diseño y los de los planos. Los diseñadores dan “la forma” final, los planificadores dan “las formas” intermedias para llegar a la final diseñada. El esfuerzo creativo existe en ambas actividades, pero es fundamental en la primera, mientras que la experiencia técnica se utiliza más en la planificación aunque también es importante en el diseño. En cualquier caso, con mayor o menor creatividad, todo tiene un mínimo de diseño, aunque no siempre vaya acompañado de un conocimiento técnico del tema. 1.1

Cortas y canteras

La importancia del diseño, igual que la de la planificación, depende del volumen de la explotación y su complejidad, si nos referimos a obras mineras. Desde el momento en que hay que dar una producción sistemática, con una cierta calidad y cumpliendo las cada vez mayores limitaciones medioambientales, ni siquiera las canteras pueden explotarse sin un plan preconcebido y determinados conocimientos técnicos. Antes de empezar la producción, e incluso la planificación, habrá que haber decidido la producción, el desmonte previo, la maquinaria, los bancos, la forma de la extracción y el alcance de la restauración, por no citar más que algunos de los datos necesarios para la planificación. En una palabra, habrá que “diseñar” la explotación, que es lo que significa la toma de esas decisiones, que se plasmará en unos planos, y todo ello de acuerdo con los valores asignados en el momento actual a los parámetros más significativos. Su desarrollo a través de cada período de tiempo, el cuánto y el dónde, es lo que llamamos “planificación” a mayor o menor escala de tiempo. Esta planificación también será plasmada sobre planos, pero todos ellos tendrán un objetivo final común que es el hueco minero final diseñado y las condiciones establecidas durante el diseño. Después se verá la importancia que tiene el estudio de la sensibilidad de algunos parámetros, cuando se vea cómo una variación de un grado en el talud isible de


LABOREO III

un determinado material existente en el yacimiento, o una variación de un 5 % en el precio esperado del mineral que se explota, puede hacer que la forma final sea totalmente diferente. 1.2

Objetivos y restricciones

Ahora bien, no puede diseñarse nada si no existe un objetivo más o menos explícito y concreto. Inicialmente podría parecer que el objetivo de las empresas es obvio, pero nada más lejos de la realidad. Ni existe un solo tipo de empresa, ni siquiera, dentro de la minería, puede decirse que exista un objetivo común. Sacar el máximo volumen de mineral, por ejemplo, no es lo mismo que sacar el máximo beneficio o el mínimo coste, y sin embargo, suenan parecido. El diseño, en cada caso, podría dar unas minas muy diferentes. Funciones objetivo y restricciones – Económica: maximizar los beneficios – Social:

mantener los empleos

– Operativas: utilizar los recursos disponibles – Financieras: reducir las inversiones – Mercado:

precio y producción

– Ecológicas: medio ambiente Figura 1:Funciones y restricciones Si pensamos en funciones matemáticas de varias variables, recordaremos que pueden maximizarse o minimizarse con las restricciones que se establezcan para cada caso, pero nunca más de una a la vez. De esta manera, un conjunto de funciones objetivo se transformarían en una sola con diversas restricciones, algunas de las cuales se mencionan en la figura 1. Por otra parte, la sensibilidad de algunos parámetros haría que su forma final diseñada cambiase continuamente con el tiempo. Y una explotación minera, pensada para durar 20 ó 30 años, no puede estar cambiando cada año. La verdad es que va a cambiar muy poco en la realidad, ya que si se decide que es viable técnica, económica y financieramente, es porque la variación esperable de los parámetros no a afectar tanto a la forma final como en los ejemplos que se han citado previamente. Si realmente se llega a esa situación, es la empresa la que tendrá que tomar la decisión oportuna en función de las circunstancias.


LABOREO III

La forma final diseñada para la corta será en todo caso una solución buena, pero nunca la óptima matemáticamente, entre otras cosas porque hay demasiados factores fundamentales que no tienen cabida en una optimización: las rampas, por ejemplo, por no citar más que uno de ellos. Restringiendo este capítulo a las minas a cielo abierto, antes de empezar a dibujar, habrá que conocer datos de las siguientes materias: •

Geología, para saber el origen y formación del yacimiento, así como su extensión y calidad del mineral.

•

Geotecnia, para conocer la estructura y resistencia de todas las rocas que intervienen en la explotación, tanto estériles como minerales. Esta información será utilizada para decidir el tipo de arranque de cada roca, así como la pendiente final de cada zona de la corta.

•

Limitaciones en superficie, bien porque el terreno no sea propiedad de la empresa minera, bien porque existan limitaciones que impidan acceder a determinadas zonas (religiosas, militares, históricas, etc)

•

Maquinaria disponible. No sólo desde el punto de vista del estado de la tecnología en ese momento, sino también del parque disponible en la empresa o del lugar físico donde hay que hacer trabajar a las máquinas (entorno climático).

•

Personal disponible (especialmente si se requiere una plantilla numerosa).

•

Medio ambiente: necesidades de agua, elementos contaminantes (mineral ácido o sulfuroso, por ejemplo) y su tratamiento. Acuíferos contaminables y modo de evitarlo, etc.

•

Topografía del terreno, para evitar la contaminación acústica, visual y aérea, así como para la ubicación de las balsas y escombreras que se necesiten.

2

MODELOS MATEMÁTICOS

Dice el refrán que “al que tiene un martillo en la mano, todo le parecen clavos”. Algo parecido es lo que ocurre con las herramientas de cálculo. Disponiéndose de esos conocimientos y de un computador potente, es una tentación casi imparable, la idea de meter todo el yacimiento en un disquete (o en un cederrón) y trabajar con los datos. Pero, aunque pueda parecer un juego, es también una actividad necesaria. Lo que nunca debe pensarse es que esos cálculos sean “definitivos” o trascendentales, pero


LABOREO III

indudablemente van a arrojar mucha luz para el diseño del yacimiento y realizados con la ayuda del software adecuado van a permitir ahorrase muchas horas de trabajo a los diseñadores y planificadores, aunque sería más correcto decir que con ese mismo tiempo van a poder realizarse muchos más estudios, de los que lógicamente van a deducirse mejores soluciones. 2.1

Datos (inputs)

El diseñador debe contar, como mínimo, con tres grandes grupos de información de los que, con mayor o menor precisión, debe disponer para acometer su objetivo: –

Sondeos

–

Interpretación geológica del yacimiento

–

Topografía de superficie

2.1.1

Sondeos

La información proveniente de las campañas de exploración e investigación del yacimiento nos indicará, en tres dimensiones, el tipo de roca que hay en cada punto y su calidad, tanto desde el punto de vista geotécnico como geoquímico. Pero dada la lógica escasez inicial de información de este tipo, ha de ser complementada con la interpretación de los geólogos para los puntos intermedios no conocidos. 2.1.2

Interpretación geológica

Tanto la estimación de la cantidad de mineral como la de su calidad va a estar muy afectada en este momento por la interpretación del equipo geológico. La geoestadística puede marcarnos la malla de sondeos óptima, pero el presupuesto asignado para campañas de sondeos estará en función de la financiación de la empresa y del grado de error isible en las estimaciones de reservas. Cuando existe información insuficiente es lógica hasta cierto punto una lectura conservadora, pero el riesgo que se corre de no acometer una explotación que podría ser rentable ha hecho abandonar en más de un caso, yacimientos que ha tomado la competencia a continuación con grandes beneficios. Si finalmente no se dispone de presupuesto para ampliar la campaña de sondeos el relleno de los huecos que ha dejado la malla inicial, tendrá que hacerlo el equipo


LABOREO III

geológico utilizando todos sus conocimientos y experiencia para decidir, en cada bloque del modelo, si se trata de mineral o de estéril, de un tipo de roca u otro, y qué ley se le asigna. La figura 2 representa la traducción informática de la interpretación geológica. Aunque la figura es bidimensional debe el lector extrapolarla a las tres dimensiones del yacimiento. La figura 2 representa una sección vertical (transversal o longitudinal) del yacimiento y en este caso, cada número significa un diferente tipo de roca o mineralización. Se pretende mostrar la ubicación del estéril (roca 1) y tres tipos diferentes de mineralización (2, 3 y 4) con distintas calidades o densidades.

1 1 1 1 1 1 1

1 1 1 1 1 1 1

1 1 1 1 1 1 1

1 1 2 1 4 1 1

1 1 2 1 1 1 1

1 1 2 1 3 1 1

1 1 2 1 3 1 1

1 1 1 1 3 1 1

1 1 1 1 3 1 1

1 4 1 1 1 1 1

1 4 1 1 1 1 1

1 1 1 1 1 1 1

1 1 1 1 1 1 1

Figura 2: Interpretación geológica para el modelo matemático 2.1.3

Topografía

La información de la superficie del terreno es fundamental en el diseño de la mina, porque además de calcular el volumen que habrá que desmontar antes de iniciar la explotación, habrá que conocer la posición exacta de zonas a las que la corta no puede acercarse. Aunque en la figura 2 no aparece ninguna referencia a la topografía exterior del terreno, es obligado asignarle un código (normalmente el 9, si sólo se utiliza un dígito para el tipo de roca) con el que puede describirse la topografía exterior con el error inherente al tamaño del bloque: un cubo de 10 m de arista implicaría un error menor de 5 m en la cota de superficie. Esto nos da una idea de la precisión del modelo, pensado sólo para un diseño inicial que se irá perfeccionando posteriormente con medios más detallados. La topografía del terreno equivale, pues, a la roca “aire”. 2.2

Matriz de bloques

Los resultados de la información inicial van a componer un modelo tridimensional paralepipédico, en el que se reflejará, para cada “cubo” (que aunque no tiene por qué

163


LABOREO III

ser esta figura, sí ha de ser un prisma recto rectangular), el tipo de roca, su ley de mineral, su densidad, y cuantos parámetros se estimen necesarios en función del yacimiento. 2.2.1

Tamaño del bloque

Este es el caballo de batalla de todo modelo matemático. Si pensamos en la dimensión de una corta media (3 Km. de longitud por 1 ó 2 de anchura y una profundidad de 200 a 500 metros) y en un cubo de 10 metros de arista (lo que implicaría una altura de banco de 10 metros), se está hablando de una matriz de 300 x 150 x 30 plantas, lo que equivale a 1 350 000 bloques individuales, cada uno de ellos con su información codificada referente al tipo de rocas, leyes de contenidos pagables en metales, densidades, etc., que al menos equivale a unos 10 datos por bloque con lo que el volumen de datos manejables supera los 13 500 000. Cuando los ordenadores tenían una memoria de 8 k, disco fijo de 0,5 Mb y discos removibles de la misma capacidad, era obligado pensar en reducir el volumen de bloques sobre la base de incrementar el tamaño del bloque, pero, si asignar una misma información vertical a un bloque de 10 metros de altura puede parecer excesivamente simplificador, piénsese en lo que supondría ir a bloques de 20 metros de altura, o de una base cuatro veces mayor que la inicial (100 m2). La conclusión es que los resultados del modelo matemático van a ser muy útiles como apoyo al diseño final, que siempre se terminará haciendo teniendo en cuenta otras restricciones que no tienen cabida en un modelo matemático.

3

METODOLOGÍA

El objetivo inicial del diseño es la optimización de los beneficios absolutos. Se trata de obtener el máximo volumen de mineral con el mínimo de estéril, por decirlo con pocas palabras. Después se profundizará en cada uno de los parámetros del diseño. Si se prescinde inicialmente de algunas restricciones de difícil (cuando no imposible) consideración en el modelo matemático, buscar la forma de la corta final óptima es un problema matemático factible en su planteamiento geométrico y estuvo de moda al final de los 60 y principios de los 70, no sólo en España, sino en todo el mundo minero. Fueron muchas las publicaciones que se hicieron en aquella época, tanto en las Jornadas Internacionales de Minería de Cartagena como en el Symposium celebrado en Tucson (Arizona, EE. UU.) sobre aplicaciones de los computadores a la minería,


LABOREO III

por no citar más que dos muestras de 1971. Incluso IBM tenía personal dedicado a este tipo de aplicaciones: Lerchs y Grossman eran dos técnicos de esta empresa cuando publicaron al final de los 60 su revolucionario algoritmo de optimización bidimensional. A continuación se exponen algunas de las más conocidas metodologías empleadas desde entonces. 3.1

Cono flotante

Este procedimiento refleja el procedimiento que intuitivamente han empleado todos los ingenieros que hayan tenido que diseñar una explotación a cielo abierto, con o sin computadores. Se basa en la construcción previa de un modelo tridimensional de bloques, cada uno de los cuales tiene un valor, positivo o negativo, que representa el saldo de su venta después de restarle sus costes directos. Cada bloque del modelo, para ser extraído, ha de ofrecer un balance positivo en la suma de todos los que corresponden al cono que, con vértice en ese bloque, se proyectaría verticalmente hacia la superficie. Si el cono “flota” (su saldo es positivo), será extraído y no será tenido en cuenta para los cálculos posteriores. Veamos un ejemplo en la figura 3. Supóngase la matriz bidimensional siguiente1:

-1

-1

-1

-1

-1

+1

-2

-2

+4

-2

-2

+7

+1

-3

-1

Figura 3: Modelo económico bidimensional

La primera operación consiste en buscar en la primera fila, cada bloque positivo y eliminarlos para los cálculos posteriores, ya que “flotan” por sí mismos. El resultado sería la figura 4:

1

BUSTILLO, M. y LÓPEZ, C. (1997): Manual de evaluación y diseño de explotaciones mineras. Entorno Gráfico, Madrid.

DISEÑO DE EXPLOTACIONES MINERAS -1

LABOREO III

-1

-1

-1

-1

-2

-2

+4

-2

+7

+1

-3

-1 -2

Figura 4: Primera etapa del cono flotante A continuación, al no haber más bloques positivos en la primera fila, pasaríamos a la segunda, donde se observa que el bloque 4º (que vale +4) tiene un cono cuyo saldo es positivo (+4-1-1-1=+1), por tanto “flota”, y se le elimina, quedando la figura 5: -1

-1 -2

-1 -2 +7

-2 +1

-2

-3

Figura 5: Segunda etapa del cono flotante

Agotados los bloques positivos de la segunda fila, se pasa a la tercera, donde se ven dos: el 3º y el 4º. El cono del primero tendría un saldo final positivo ( -1-1-2-2+7 = +1), ya que los bloques eliminados anteriormente no cuentan. Esto dejaría la situación que se aprecia en la figura 6: -1 -2 +1

-2

-3

Figura 6: Tercera etapa del cono flotante

El saldo del cono del bloque 4º de la tercera fila sería negativo, ya que tendría que hacer flotar al de la posición 5ª de la fila 2ª, y su saldo sería negativo: +1-2 = -1 Esta sería por tanto la solución final que daría este sistema. Sin embargo, aunque en este caso la solución sea óptima, el procedimiento no logra siempre ese objetivo. En primer lugar, puede ocurrir que haya bloques positivos que, individualmente, formarían conos negativos, pero conjuntamente darían un cono (o tronco de cono, en este caso) positivo. Es lo que puede verse en la tabla 5:

DISEÑO DE EXPLOTACIONES MINERAS -1

LABOREO III

-5

-5

-5

-5

-5

-2

+10

+10

+10

-2

-1

Figura 7: Interrelación entre bloques

Ninguno de los bloques positivos de la segunda fila podrían con su cono, ya que su saldo sería negativo: -5-5-5+10 = -5 Sin embargo, el conjunto de los tres positivos, sí podrían con el tronco de cono que les correspondería: -5-5-5-5-5+10+10+10 = +5 dejando la solución que puede verse en la figura 8: -1

-1 -2

-2 Figura 8: Solución optimizada

3.2

Algoritmo de Lerchs y Grossman (2D)

Se inicia con el modelo ya conocido del cono flotante, como puede verse en la figura 9:

-5,0 -5,0 -5,0 -5,0 -5,0 -5,0 -5,0 -5,0 -5,0 -5,0 -5,0 -5,0 -5,0 -6,0 -6,0 -6,0 -6,0 -6,0 -6,0 -6,0 -6,0 -6,0 113,5 113,5 -6,0 -6,0 -7,0 -7,0 -7,0 24,5 24,5 24,5 24,5 -7,0 -7,0 -7,0 -7,0 -7,0 -7,0 -8,0 -8,0 -8,0 -8,0 -8,0 -8,0 -8,0 -8,0 -8,0 -8,0 -8,0 -8,0 -8,0 -9,0 -9,0 -9,0 110,5 -9,0 60,5 60,5 60,5 60,5 -9,0 -9,0 -9,0 -9,0 -10,0 -10,0 -10,0 -10,0 -10,0 -10,0 -10,0 -10,0 -10,0 -10,0 -10,0 -10,0 -10,0 -11,0 -11,0 -11,0 -11,0 -11,0 -11,0 -11,0 -11,0 -11,0 -11,0 -11,0 -11,0 -11,0 Figura 9: Modelo inicial

En este método, igual que en el anterior, se supone que el talud máximo isible es único para toda la explotación, correspondiendo a la relación entre la altura y la anchura del bloque: si éste es cúbico, obviamente se está suponiendo un talud máximo de 45 º para toda la corta. El algoritmo comienza con las sumas acumuladas de cada columna, tal como puede verse en la figura 10:


LABOREO III

Figura 10: Algoritmo de Lerchs y Grossman (primera fase)

-5,0 -11,0 -18,0 -26,0 -35,0 -45,0 -56,0

-5,0 -11,0 -18,0 -26,0 -35,0 -45,0 -56,0

-5,0 -5,0 -5,0 -5,0 -5,0 -5,0 -5,0 -5,0 -5,0 -5,0 -5,0 -11,0 -11,0 -11,0 -11,0 -11,0 -11,0 -11,0 108,5 108,5 -11,0 -11,0 -18,0 13,5 13,5 13,5 13,5 -18,0 -18,0 101,5 101,5 -18,0 -18,0 -26,0 5,5 5,5 5,5 5,5 -26,0 -26,0 93,5 93,5 -26,0 -26,0 -35,0 116,0 -3,5 66,0 66,0 34,5 34,5 84,5 84,5 -35,0 -35,0 -45,0 106,0 -13,5 56,0 56,0 24,5 24,5 74,5 74,5 -45,0 -45,0 -56,0 95,0 -24,5 45,0 45,0 13,5 13,5 63,5 63,5 -56,0 -56,0

A continuación, y empezando por la segunda columna situada más a la izquierda, se va sustituyendo el valor de cada bloque por la suma de su valor previo con el máximo de los tres más cercanos de la columna situada inmediatamente a su izquierda, quedando el cuadro que puede verse en la figura 11:

-5 -11 -18 -26 -35 -45 -56

-5 -16 -29 -44 -61 -80 -101

-5 -16 -34 -55 -79 -106 -136

-5 -16 -19 -45 -15 -49 -87

-5 -16 -19 -26 -35 -45 -90

-5 -16 -19 -29 -11 -30 -51

-5 -16 -19 -21 5 -6 -36

-5 -16 -34 -22 4 -6 -27

-5 -16 -34 -22 4 -7 -28

-5 44 26 37 28 18 -3

39 92 85 71 62 43 22

87 81 74 59 36 17 -14

82 76 63 48 24 -10 -40

Figura 11: Algoritmo de Lerchs y Grossman, segunda fase

Así, por ejemplo, la cifra que aparece en la segunda fila, segunda columna por la izquierda (-16) resulta de sumar su valor previo (-11, véase la tabla 8) con el mayor de los tres números más cercanos de la primera columna (-5, -11, y -18), siendo el máximo –5, la suma final es –16, que es la cifra que aparece en la tabla 9 en esa posición. La última fase consiste en buscar el mayor número positivo de la primera fila (87, en este caso) y moverse a partir de él hacia la izquierda, siempre a través del máximo de los tres números más cercanos de la columna que está a la izquierda. En este caso, a la izquierda del mencionado 87 están los bloques 39 y 92, siendo este último el que debe ser seleccionado. A partir del 92, tenemos los tres de su izquierda, -5, 44 y 26, eligiéndose el segundo, por ser el mayor de ellos. Finalmente (en este caso sale una corta óptima muy limitada), a la izquierda del 44 tenemos –5, -16 y –34, eligiéndose el primero, que, por


LABOREO III

estar en la superficie, supone el final de esa optimización, ya que, a su izquierda no quedan más bloques positivos. El valor final de la extracción de los bloques seleccionados es, precisamente, 87, que es el mayor de los números de la primera fila, Podríamos haber partido del 82 de la esquina superior derecha, pero en ese caso, el resultado del diseño, tendría un beneficio inferior al inicial, y no sería, por tanto, la corta óptima. 3.3

Optimización tridimensional

Cuando apareció, a finales de los 60, el artículo de Lerchs y Grossman sobre la optimización tridimensional, se produjo una moda

de optimización en el mundo

minero. Las principales minas españolas (Rio Tinto, Peñarroya) y la Cátedra de Matemáticas de la ETSIM, al frente del profesor J.M. Estefanía, iniciaron una frenética carrera para conseguir el algoritmo tridimensional. Al menos en Río Tinto se consiguió la optimización tridimensional, se publicó en el Congreso de Cartagena de 1971 y se registró la patente en España, cuando los técnicos de IBM, Lerchs y Grossmann, aún no habían conseguido este algoritmo. Muchos años después, en el siglo XXI, en los congresos de aplicaciones mineras de los computadores se siguen presentando procedimientos semejantes, e incluso los programas comercializados, de los que en este curso tendemos ocasión de ver algunos, mantienen las mismas bases matemáticas que se desarrollaron en aquellos años (teoría de grafos, básicamente). Lo que ha mejorado indiscutiblemente ha sido el hardware y, consecuentemente, el software de representación gráfica, así como la velocidad de procesamiento de los cálculos y la facilidad para archivar y utilizar ingentes cantidades de datos, lo que ha favorecido la utilización de estas técnicas. El sistema tridimensional utiliza la teoría de grafos para aplicar la idea del cono flotante a tres dimensiones y se complementa con un gran número de iteraciones en cada nivel para eliminar de cada bloque positivo aquellos subgrupos negativos que permitan obtener el resultado máximo, en términos numéricos. Los puntos débiles de la optimización bidimensional se mantienen en la tridimensional, tales como la asignación de un talud único al modelo, determinado por las dimensiones del bloque unitario, la búsqueda de la optimización sin tener en cuenta el volumen de producción, la absoluta ausencia de consideraciones empresariales y


LABOREO III

especialmente financieras y, sobre todo, la gran variabilidad que puede obtenerse en el resultado cuando varían los parámetros fundamentales (y varían con mucha frecuencia a lo largo de la vida de la mina). Más adelante veremos la pretenciosa “optimización 4D” que parece que quiere resolver estos problemas, pero se queda en un estudio de sensibilidad de los principales parámetros, lo que es mejor que nada, pero sigue con unos resultados calculados sobre hipótesis débiles (aunque sean las únicas disponibles). En realidad, todo lo que las matemáticas y la informática puede hacer para el diseño de la corta, ya está hecho. Lo que falta ahora es sólo una bola de cristal para conocer el futuro. 3.4

Hole Digger (Proyección de fondos de corta)

El programa “Hole Digger”, propiedad de Rio Tinto Mining en 1968, no tiene las limitaciones de la optimización pero tampoco comparte sus objetivos. Simplemente calcula los volúmenes, masas y coste de la extracción de los fondos que se diseñen, teniendo en cuenta para cada tipo de roca su propio talud, y para cada banco su propia altura. No pretende optimizar. Esa función se la deja al diseñador de la mina para que pueda incluir todas las condiciones y restricciones que considere oportunas. El diseñador introduce el fondo que desee en la cota que marque y lo proyecta hasta otra cota o hasta la superficie final. Los fondos iniciales, o fondos base, son diseñados por el ingeniero, con la información geológica de las mineralizaciones de cada planta, estimadas por los equipos de Planificación y Geología de la empresa. La matriz de información previa es inevitable y dispone de los datos codificados numéricamente. Cada fondo base, situado a diversas profundidades es proyectado hacia el exterior de acuerdo con los taludes permitidos para cada tipo de roca y se obtienen las estadísticas de los volúmenes y tonelajes de cada tipo de roca por planta y perfil vertical. Cada fondo base o proyectado puede ser ampliado con diversos subfondos suplementarios en cada una de las direcciones en que la mineralización permite intuir alguna posibilidad de mejora, y comparando los aumentos de producción de mineral con los correspondientes suplementos de roca estéril a extraer, se llega, de una manera bastante sencilla a una solución aceptable. En el apartado 5 se analiza con más detalle este tema.

DISEÑO DE EXPLOTACIONES MINERAS 3.5

LABOREO III

Whittle 3-D

Los algoritmos tridimensionales que se desarrollaron a principios de los 70 eran todos y cada uno de ellos para uso exclusivo de la empresa a la que pertenecían los informáticos correspondientes. Su comercialización no llegó hasta mucho más tarde, cuando la empresa Whittle Programming, en 1992, lanzó al mercado la optimización tridimensional de Lerchs y Grossman.2 Conviene recordar que en aquellas épocas acababa de darse otro gran paso en la incorporación de la informática a la sociedad: habían aparecido los primeros PC. Y su gran avance no era el hecho de su capacidad y precio, sino la compatibilidad del software, tanto de sistemas como de aplicaciones. Hasta aquel año, cada aplicación que se desarrollaba, aunque fuese en un lenguaje tan universal como el Fortran IV, sólo podía correr en los ordenadores de la propia marca, previas adaptaciones y compilaciones específicas para cada modelo. A partir de aquella fecha, empezaron a funcionar las aplicaciones “compatibles” que podían correr igual en un HP que en un IBM, Digital o Univac. Desde el punto de vista conceptual, nada nuevo aportaba Whittle, pero desde el punto de vista práctico, ponía al alcance de cualquier empresa minera una aplicación realmente útil. 3.6

Whittle 4-D

Dentro de las aplicaciones comercializadas por Whittle, se encuentra la de esta denominación, que sugiere la incorporación del tiempo a la optimización. Nada más lejos de la realidad. El problema tridimensional ya es suficientemente complejo, como para sobrecargarlo con la planificación detallada de cada etapa, que sería la hipótesis que, como mínimo, habría que asumir para hablar de la dimensión temporal. Lo que en realidad incorpora esta aplicación son diversos estudios de sensibilidad de los parámetros más significativos del diseño: el precio de venta, el coste de extracción de cada tipo de roca y el coste del tratamiento mineralúrgico, entre otros.

2

WHITTLE, J. (1992): Whittle Open Pit Optimization Software. Manual. Whittle Programming Propietary Limited, Melbourne.


LABOREO III

Surpac

Pero las aplicaciones mineras, al tener un mercado bastante reducido no tienen tanta demanda como otras de tipo más general, y por esta razón, muchas de ellas han estado corriendo en sistema operativo D.O.S. hasta hace muy poco (y alguna todavía se mueve en ese entorno). La empresa australiana Surpac Software incorporó al mercado una aplicación Surpac Vision, de la que tendremos oportunidad de ver una demostración en la última de las sesiones de esta parte, en la que se incorpora toda la potencia del tratamiento gráfico de los computadores al diseño minero, por lo que dejamos para ese momento su descripción. Otra aplicación informatizada muy popular en el mundo minero es Datamine, muy utilizada en la minería metálica española antes de su parada en estos últimos años.

4 4.1

CÁLCULOS Y RESULTADOS Los parámetros iniciales

En la figura 12 aparecen los principales parámetros con unos valores hipotéticos. Aquí se supone que existen cuatro tipos de roca (uno de ellos debería ser el aire, para poder incorporar la topografía del terreno). Además del precio de venta unitario, que en este caso vale 20 unidades, aparecen los datos correspondientes a la densidad, coste de extracción y contenido porcentual de cada tipo de roca, así como el precio unitario de coste del transporte desde cada cota del terreno. En este ejemplo, se ha supuesto el mismo coste (un coste medio) para cualquier latitud del yacimiento, pero en el modelo puede fácilmente adaptarse a una función más precisa.

T ip o 1 2 3 4 P r e c io : V = C *P

D e n s id a E x t r a c c T r a n s p C o n t e n id 2 ,7 2 ,0 3 ,0 0 ,0 3 ,2 2 ,5 4 ,0 0 ,5 3 ,5 2 ,5 5 ,0 1 ,0 4 ,0 2 ,5 6 ,0 1 ,5 7 ,0 20 8 ,0 *D -e -t 9 ,0 Figura 12. Costes operativos


LABOREO III

La fórmula que aparece dentro de la figura calcula el valor V en función del contenido C, el precio de venta V, la densidad D, el coste de extracción E y el de transporte T de cada bloque. Utilizando estos datos en combinación con los de la interpretación geológica (figura 2), se obtendría la figura 9 que, después de serle aplicado el algoritmo de Lerchs y Grossman, se obtendrían las figuras 10 y 11, ya vistas anteriormente. 4.2

La sensibilidad de los parámetros

En la figura 13 se ha realizado la optimización para los mismos supuestos anteriores, salvo el precio de venta, que ha sido aumentado hasta 21 u.m. (un 5 %). El resultado ha cambiado fuertemente: los beneficios absolutos han pasado de 87 u.m. (véase la tabla 9) a 101 u.m. lo que significa un incremento del 16 %; pero el incremento más significativo ha sido el del volumen de la explotación, que antes preveía 7 bloques y ahora ha pasado a 47. Figura 13: Resultado de la optimización al aumentar el precio de venta un 10 % -5 -11 -18 -26 -35 -45 -56

-5 -16 -29 -44 -61 -80 -101

-5 -16 -34 -55 -79 -106 -136

-5 -16 -17 -43 -7 -41 -79

-5 -16 -17 -16 -25 -35 -80

-5 -16 -17 -25 4 -15 -36

-5 -16 -17 -5 24 14 -16

-5 -16 -23 -2 27 17 -4

-5 -16 -20 1 30 20 -1

-5 50 48 69 60 50 29

45 104 117 109 100 81 60

99 106 99 91 74 55 25

101 95 88 73 56 29 -1

Podría decirse que el tamaño de la corta se ha multiplicado por 7 (sobre un plano bidimensional). ¿Qué diseño debe hacerse: el del precio de venta bajo o el del alto?. No existe una respuesta única. En este caso, es evidente que nunca va a aceptarse una minicorta de 7 bloques cuando una variación del 5 % en el precio del mercado puede suponer una corta 7 veces más grande. Entre otras cosas, porque el volumen mínimo es una restricción obligada: las fuertes inversiones que habría que realizar para iniciar una explotación, no pueden recuperarse con una explotación raquítica, por el mero hecho de que suponga un aumento del 2 % de los beneficios en términos absolutos: obsérvese que la minicorta daría, con el nuevo precio, un beneficio de 99 u.m., mientras que la óptima tendría un beneficio de 101. ¿Estaría justificado multiplicar por 7 el tamaño de la corte para incrementar un 2 % su beneficio?. Ni aunque fuera el económico el objetivo fundamental, sería esa la decisión adecuada, ya que, con toda seguridad, el beneficio “relativo” (rentabilidad o TIR) sería menor en el caso de optar por la solución de mayor beneficio absoluto.


LABOREO III

Pero es que, además, cuando se incorporasen las inversiones y los gastos generales de la empresa los estudios financieros sólo serían viables a partir de un determinado volumen mínimo de explotación. Lo que significa realmente que los costes variables con los que se han valorado los bloques inicialmente, estaban implícitamente calculados con una hipótesis de producción anual determinada, por debajo de la cual, esos valores no son reales. Por otra parte, nunca va a mantenerse un precio de venta constante (alto o bajo) a lo largo de la vida de una mina: lo más probable es que haya fluctuaciones que habrá que soportar una vez iniciada la explotación, salvo que se prevea una prolongada situación deficitaria, lo que obligaría a una decisión estratégica a la dirección de la empresa. Otro de los datos sensibles que van a variar a lo largo de la explotación es la ubicación exacta del mineral y el contenido vendible. Cuanto más se conozca el yacimiento, con más precisión se podrá planificar la mina en orden a su mejor aprovechamiento. Para ilustrar este caso, veamos la figura 14, en la que se ha supuesto que la interpretación geológica más reciente nos permite pensar que el mineral de tipo 2 es, en realidad del tipo 4 y viceversa. Veamos cómo cambia la corta óptima: 1 1 1 1 1 1 1

1 1 1 1 1 1 1

1 1 1 1 1 1 1

1 1 2 1 4 1 1

1 1 2 1 1 1 1

1 1 2 1 3 1 1

1 1 2 1 3 1 1

1 1 1 1 3 1 1

1 1 1 1 3 1 1

1 4 1 1 1 1 1

1 4 1 1 1 1 1

1 1 1 1 1 1 1

1 1 1 1 1 1 1

Figura 14 : Modificaciones en la interpretación geológica del yacimiento El resultado de la nueva optimización puede verse en la figura 15, donde se ha obtenido una corta más similar a la del precia de venta alto, debido a que el efecto de sustituir un mineral más pobre (el del tipo 2) por otra más denso y rico (tipo 4) equivale a mejorar las condiciones económicas del yacimiento. -5 -11 -18 -26 -32 -38 -44

-5 -16 -29 -44 -58 -70 -82

-5 -16 -34 -55 -76 -96 -114

-5 -16 14 -13 -20 -47 -73

-5 3 43 35 3 -11 -44

-3 32 73 65 85 47 28

27 62 102 107 135 129 85

57 91 89 109 138 132 120

86 80 91 112 140 134 122

81 100 113 134 128 122 110

95 122 135 127 121 109 97

117 124 117 109 95 83 65

Figura 15: Corta optimizada al modificar la distribución del mineral

119 113 106 91 77 57 39


LABOREO III

Otros inconvenientes de la optimización

Una mina “de diseño” no puede tener un fondo lleno de huecos, consecuencia de las estimaciones iniciales del modelo con valores conservadores del contenido en mineral. Tampoco puede tener unos bancos que, como consecuencia de lo anterior, presentan entrantes y salientes en su situación final, absolutamente incompatibles con la maquinaria que se va a utilizar en la explotación. Ya hemos mencionado también el hecho de la ausencia de rampas de salida del mineral. Sólo este capítulo es suficiente, en igualdad de condiciones restantes, para incrementar el volumen del estéril a extraer por encima del 10 % del calculado inicialmente, para la inmensa mayoría de las explotaciones mineras. Esto significa que la aproximación de la mina optimizada a la real es menor del 90 %. Por otra parte, la aproximación que puede hacerse del diseño manual al matemático es del orden del 95 %.3 Podría itirse que la máquina (el modelo matemático) superase al diseño intuitivo en un 5 % de los beneficios, lo que sería absolutamente decisivo a favor de la máquina, si ésta pudiese diseñar el modelo final. Pero si el diseño humano se aproxima un 95 % al mejor posible y la máquina no llega al 90 %, será aquél el que el que finalmente decide la forma de la mina y lo seguirá siendo durante muchos años más todavía. 4.4

La optimización de Johnson y Sharp (2 ½ D)

Ya se ha dicho que en 1971 estaba muy de moda la optimización tridimensional, pero no era fácil implementar el algoritmo a las tres dimensiones auténticas. En estas circunstancias, estos autores publicaron4 un procedimiento que permitía aproximarse a la optimización tridimensional, aunque tampoco se trataba de una auténtica optimización. El procedimiento consiste en la optimización bidimensional de cada una de las secciones verticales transversales, obteniéndose en cada caso una matriz columna con los mejores valores de cada nivel, procediéndose posteriormente al ensamblaje y posterior optimización bidimensional de la sección longitudinal obtenida.

3

Estos datos fueron obtenidos por el autor sobre sus experiencias de Cerro Colorado (Río Tinto, Huelva) y Meirama (La Coruña). 4 JOHNSON, T.B. y SHARP, W.R. (1971): “A three-dimensional dynamic programming method for optimal ultimate open-pit design”. U.S.B.M. Report of Investigations, p. 7553.


LABOREO III

Se consigue reducir en la mayor parte de los casos el problema de la incoherencia de las optimizaciones bidimensionales de secciones contiguas, que pueden presentar unos taludes en dirección longitudinal, incompatibles con los valores establecidos inicialmente, pero no deja se ser una solución incompleta matemáticamente que, por otra parte, mantiene todos los problemas ya mencionados previamente para la optimización en general. 4.5

Comentarios finales sobre la optimización

La optimización del diseño de una mina a cielo abierto, es un problema matemático resuelto, siempre que no se consideren las restricciones ya mencionadas, por otra parte, obligadas. Hay programas que diseñan las rampas de una determinada corta y hay programas que diseñan la corta óptima pero sin rampas. La optimización tridimensional de cortas incluyendo sus rampas es un objetivo que no se ha conseguido aún. La optimización tridimensional ha sido un tema apasionante durante los últimos 30 años, no exento de falacias ya comentadas por diversos autores, incluido su primer comercializador.5 El diseño de una mina requiere bastante más flexibilidad que la que aportan cualquiera de los métodos disponibles en el mercado hasta el momento. Por otra parte, si en algún caso se cumple que “lo mejor es enemigo de lo óptimo” es en éste. Desconociéndose totalmente la evolución de los valores de los principales parámetros del diseño de la mina a un horizonte superior a dos años, carece de sentido el concepto de optimización de la forma final del yacimiento (a más de 20 años de distancia). No obstante, los esfuerzos desarrollados por los autores de este software no han sido inútiles, y suponen unas herramientas sumamente útiles para diseñar las explotaciones a cielo abierto, incorporando una gran dosis de eficiencia a los equipos de diseño y planificación de las empresas mineras.

5

WHITTLE, J. (1988): The facts and fallacies of open pit optimization. Whittle Programming Pty. Ltd. , North Balwyn, Victoria, Australia.

DISEÑO DE EXPLOTACIONES MINERAS 5

LABOREO III

LA PROYECCIÓN DE FONDOS DE CORTA

La flexibilidad que requiere el diseño de una mina, la ofrece el programa “Hole Digger” que proyecta superficies cerradas horizontales hasta la cota que se desee, como ya se expuso en el punto 3.4. Los datos de partida para la construcción del modelo matemático son los mismos que ya hemos visto para la optimización. El problema que trata de resolver tendría el siguiente enunciado: proyectar un polígono horizontal cerrado desde una cota a otra superior, considerando los taludes máximos isibles de cada tipo de roca y determinadas restricciones geométricas para evitar la formación de ángulos excesivamente agudos. En estas líneas van a exponerse las metodologías usadas para la codificación de las rocas (aunque es la misma que para la optimización) así como los criterios geométricos establecidos para la proyección. Toda esta información formó parte de la investigación llevada a cabo por la Cátedra de Matemáticas de la Escuela de Minas de Madrid6 durante los años 1972 a 1975. 5.1

Codificación del modelo

Cada bloque de los que forman el modelo matemático está situado en una posición espacial que hay que fijar adecuadamente, como puede apreciarse en la figura 16.

Figura 16: Referencias espaciales de cada bloque.

6

El equipo de investigación de la Cátedra estaba dirigido por J. M. Estefanía Díaz Obregón, y formado por los ingenieros Aguinaga Moreno, E., Carbonell Porras, J.I., Chacón Oreja, E., Chacón Xérica, E., Crespo del Castillo, F., Escobar Espinar, M., Martín Bourgon, F., Minguet Melian, J.M., Moyano Encinas, I., Pérez Sáez, J. y Rebollo Alcántara, J.L. La información que aquí se transcribe está en el Tomo IV de “Aplicación de los ordenadores a la minería a cielo abierto”, disponible en la Biblioteca de la Escuela.


LABOREO III

Para ello se parte de la interpretación geológica de cada planta del yacimiento, previamente referenciada con las coordenadas horizontales y verticales propias del yacimiento (en este caso había 150 perfiles transversales y 100 longitudinales, distanciados 10 m entre sí.

Aire

Pórfido d

Figura 17: Posicionamiento de los sondeos e interpretación geológica En la figura 17 se representan tres sondeos, uno de los cuales corta mineral en esa planta, mientras que los otros dos, no. La topografía del terreno en esta planta viene determinada por el o de la aire (tipo de roca 9) con el pórfido (tipo 1). 5.2

Desglose del código

Cada bloque lleva una codificación compuesta por un número de 9 dígitos (figura 18): A

Tipo de roca

BC

Contenido pagable

D

Densidad

EF

Latitud

GHI

Longitud Figura 18: Codificación de cada bloque

La primera cifra representa el tipo de roca: 1 para el pórfido secundario, hasta 9 para el aire, pudiendo establecerse 7 tipos más de mineralización. Si hubiera necesidad de


LABOREO III

discriminar más de 9 tipos de materiales, puede ampliarse hasta 99 sin más que asignar dos cifras para este concepto. Las cifras 2 y 3 de cada número especifican el contenido metálico porcentual (en este caso, cobre) de acuerdo con una tabla de equivalencias que permite representar hasta 99 clases diferentes. La cuarta cifra representa la densidad in situ de la roca. Análogamente al caso anterior, se utiliza una tabla de equivalencias para asignar hasta 9 tipos distintos de densidades. Dado que la “roca” menos densa es el aire al que se el asigna una densidad nula, las densidades de los materiales sólidos del yacimiento, pueden en este caso asignarse hasta 8 densidades diferentes. La anteúltima “sílaba” (EF en la figura) representa la latitud o posición transversal del bloque. Lógicamente estas coordenadas internas del yacimiento no tienen por qué mantener la orientación norte – sur exterior, sino que, para representar con más facilidad el yacimiento, es el eje transversal de éste, el que marca las distintas “latitudes” o perfiles. Puesto que se ha dividido en 100 perfiles separados 10 m entre sí, el modelo permite representar un paralelepípedo cuya segunda dimensión equivale a 1000 m. Las tres últimas cifras de cada palabra nos dan la posición longitudinal del bloque, oscilando en este caso desde 001 hasta 150, ya que el yacimiento puede ser incluido en un modelo de 1500 m de largo. Teóricamente, y sin cambiar la codificación, se podrían alcanzar los 10 Km. de longitud, ya que, con tres cifras podrían codificarse hasta 1 000 perfiles transversales. 5.3

Simplificación de la codificación de cada planta

Si se acepta que cada bloque elemental tenga unas dimensiones de 10 x 10 x 10 m, el modelo contendrá más de un millón de bloques elementales, cada uno de ellos con su correspondiente código de 9 cifras. Para reducir el tiempo de su codificación hubo que diseñar un artificio que permitiese codificar toda la planta con el mínimo de información previa. En el ejemplo de la figura 19 se supone que el perfil 14 de la planta comienza su contenido material en la posición 13 y lo termina en la 42, siendo el resto aire. En vez de codificar cada uno de los bloques por separado, se codifica: desde el principio


LABOREO III

hasta la posición 14, aire (código 9011); desde ésta hasta la 42, pórfido desconocido (código 6013), y desde esta hasta el final del perfil, nuevamente aire.

14

9011 13 6013

42

Figura 19: Codificación de un caso real La codificación de los 200 bloques de los perfiles 14 y 15 de esta planta se introduciría en el computador de la manera siguiente: ... 9011 01413 6013 01442 9011 01512 6013 01543 9011 donde se han introducido espacios en blanco para facilitar la lectura. 9011 es aire; 01413 significa la posición (14;13); 6013 es el pórfido desconocido (código 6) con la mínima ley en cobre (código 01) y densidad 2,6 (código 3); 01441 significa la coordenada (14;42), y así sucesivamente. El espacio ocupado en la memoria por cada bloque sería solamente de 2 bytes ya que al asignarse a cada bloque una información codificada como un número entero de 4 cifras, en Fortran cada número sólo ocuparía dos bytes. Al multiplicar esta información por 1 350 000 bloques se necesitan 2,7 Mb, que hoy se graban en un CD y sobra más del 99 % de su capacidad. 5.4

La proyección de cada vértice del polígono

En la figura 20 puede observarse un polígono a proyectar cuyos vértices I-1, I e I+1 van a proyectarse al banco superior, transformándose en otro polígono cuyos vértices homólogos serían los J-1, J y J+1.


LABOREO III

Aunque en la figura parezcan polígonos homotéticos, no tiene por qué ser así, ya que el ángulo vertical de proyección depende del tipo de roca en donde se supone ubicado el punto a proyectar. Esta posibilidad no está incluida en los programas Whittle, ya que en ellos, la posibilidad de variar el talud, no está ligada al tipo de roca, sino a la zona de la corta donde se está operando, lo que puede ser suficiente en la mayoría de los casos, ya que esta decisión la toma el diseñador de acuerdo con sus criterios personales.

J J-1

J+1

I

I+1

I-1

Figura 20: La proyección del punto. La dirección horizontal en la que se proyecta el punto corresponde a la de la bisectriz exterior del ángulo cuyo vértice está en el punto a proyectar. La figura 20 está representando la proyección horizontal de los polígonos proyectante y proyectado. Además de la infraestructura geométrica lógica que tiene esta subrutina, existen diversos controles para que no haya puntos proyectados que estén excesivamente cercanos o lejanos entre sí, anulándose en el primer caso y creándose otro en el punto medio, en el segundo caso. También se trata de evitar convexidades en los polígonos proyectados cuya nueva proyección daría como resultado anomalías en la forma proyectada. 5.5

Los polígonos base y sus ampliaciones

A simple vista, tanto en los planos horizontales de cada planta como en los verticales, puede intuirse qué parte del mineral debe formar parte de la explotación y qué otra parte del plano podría no pertenecer a la corta final.


LABOREO III

Tomando como referencia las superficies comunes a los ensayos previos, se obtienen los “fondos base”.

Ampliación Este 1

Base Sur 1

Figura 21: Fondos base y ampliaciones Estos fondos son proyectados hasta la superficie o bien hasta una cota intermedia donde puedan ser ampliados, caso de que se demuestre su interés, a juzgar por las informaciones geológicas de las plantas superiores. Se ensayan ampliaciones de cada fondo base para estimar si interesa o no su incorporación en función de la relación de estéril a mineral incorporado y especialmente del saldo positivo o negativo que suponga tal incremento. En la figura 22 puede verse cómo uno de los fondos base, después de haber sido proyectados hasta una determinada cota, se amplía su geometría para ser proyectada desde la nueva planta superior.

300

360

Figura 22: Ampliación de bases en cotas superiores


LABOREO III

Inputs y outputs de la aplicación

El formato de la entrada de datos de esta aplicación es el típico de aquella época, en la que los procesos on line brillaban por su ausencia y eran los de tipo batch los que imperaban. La figura 23 representa un listado de las tarjetas con las que se ponía en marcha una proyección de fondos: en ella pueden observarse cómo se introducían los taludes, las coordenadas de cada punto del perímetro y el resto de los parámetros del ensayo. Hoy en día la entrada de los datos se haría interactiva, e incluso las coordenadas de los perímetros a proyectar se podrían introducir analógicamente, en vez de digitalmente. En cuanto a la forma de obtención de los resultados (output), su diseño es semejante al input, y en él se reflejan las coordenadas de los perímetros proyectados en cada nivel, así como las estadísticas de volúmenes y costes ya mencionados, tanto a nivel de planta como al del conjunto de cada proyección entre cotas. 5.7

Conclusiones

En la aplicación de la empresa Surpac puede apreciarse la gran potencia de cálculo, representación gráfica y velocidad de proceso que tienen los ordenadores de hoy para aplicar unos conceptos de cálculo que realmente no han sido modificado desde hace muchos años. Pero esto no significa que haya que desechar las herramientas anteriores o las optimizaciones por no ser suficientemente flexibles. Todas las herramientas tienen su momento y sus utilizaciones. Una de las razones por las que no se han desarrollado más estas aplicaciones es porque no existen demasiadas similitudes entre dos explotaciones mineras, lo que reduce sus posibilidades de aplicar soluciones comunes.


LABOREO III

Figura 23: Input de la aplicación

P r o y e c c ió n d e f o n d o s d e c o r ta R e g is tr o s d e e n tra d a 1 CO RTA DE PRUEBA 2 10 20 100 110 190 200 3 0 ,1 2 ,5 4 7 ,0 8 8 ,7 5 5 5 ,2 0 5 ,1 5 5 ,0 1 5 ,3 7 9 ,5 7 1 0 ,0 6 6 45 45 7 6 2 2 ,0 6 2 2 ,5 6 8 3 ,0 6 9 2 ,0 6 9 3 ,5

T IT U L O PFC 8K CO TAS 30 120 210

40 130 220

50 140 230

60 150

70 160

80 170

90 180

2 ,7

2 ,8

2 ,9

3 ,0

3 ,1

3 ,2

3 ,3

0

6 ,6 9

6 ,6 9

8 ,3 3

6 ,1 3

6 ,1 3

0

5 ,1 0 5 ,8 4 1 0 ,5 4

5 ,0 8 6 ,3 0 1 1 ,1 2

5 ,0 5 6 ,6 8 1 1 ,7 0

4 ,9 3 7 ,0 6

4 ,8 0 7 ,8 1

4 ,7 3 8 ,5 6

4 ,6 6 9 ,0 6

45

45

45

45

45

45

90

6 2 5 ,0 7 0 1 ,5

6 3 1 ,0 7 1 1 ,0

6 3 8 ,5 7 2 0 ,0

6 4 6 ,5 7 2 9 ,0

6 5 5 ,0 7 3 8 ,5

6 6 3 ,5 7 4 8 ,0

6 7 4 ,0 7 5 7 ,0

6 8 4 ,5

6 7 7 ,0

6 6 6 ,0

6 5 6 ,5

6 4 7 ,5

6 3 9 ,0

6 2 9 ,5

6 2 5 ,0

3 5 9 ,0 3 3 6 ,5

3 5 0 ,0 3 4 0 ,5

3 4 2 ,5 3 4 4 ,5

3 3 4 ,0 3 4 8 ,0

3 2 9 ,0 3 5 1 ,5

3 2 6 ,0 3 5 5 ,5

3 2 5 ,5 3 5 9 ,0

3 2 8 ,5 3 6 3 ,0

3 3 2 ,5 3 6 7 ,0

4 0 5 ,0

4 0 1 ,0

3 9 7 ,0

3 9 3 ,0

3 8 9 ,0

3 8 5 ,0

3 8 1 ,0

3 7 5 ,0

3 6 7 ,5

1 0 ,0

1 0 ,0

5 0 0 ,0

1 ,0

2 ,4

0 ,4

3 ,0

9011

2202

9011

2407

9011

2499

9011

D E N S ID A D E S E X T R A C C IÓ N TRANSPO RT

TALUDES

8

9 10 50750

2572

99 11

6

A B S C IS A S 016 017 ... 030 O RDENADAS 001 002 ... 015 DATO S M A T R IZ R O C 2699

C ALC U LO

LA DEMO DE SURPAC

El programa SURPAC VISION de Surpac Software International, es una buena demostración de lo que ha avanzado la tecnología informática en los últimos 30 años. En esta Demo pueden verse, aunque no manipularse, las posibilidades gráficas de manejo de los datos, tanto topográficos, como procedentes de los sondeos, como del diseño de una corta para minería exterior o una mina de interior. Una vez iniciado el proceso nos situamos en el directorio de trabajo que es el “ssi.v4.1L/dem/v4_demos/surpac_demo”.


LABOREO III

Modelos digitales de superficies (DTM)

La primera parte se refiere a los ficheros DTM (digital terrain models) que son modelos para digitalizar superficies. En este caso, introduciremos la topografía exterior del terreno, que está en el fichero topo1.dtm. Según Surpac estos ficheros pueden ser generados por los programas utilizados habitualmente en Topografía y permiten hacer cálculos de volúmenes entre superficies con gran facilidad. Su representación gráfica, bien con curvas de nivel, bien con colores asignados a cada cota, suavizados o no, es muy potente tal como puede apreciarse en la demo. Después de cargar la topografía puede introducirse la superficie de una falla, que lógicamente va a crear una intersección con la superficie exterior, cuya apreciación puede hacerse en tres dimensiones, con efectos de zoom y puntos de vista cualesquiera “orbitando” el terreno. El fichero “fault1.dtm” contiene la definición de la superficie creada por la falla y pueden verse sus interacciones en la pantalla. A continuación puede introducirse la superficie final de una corta, diseñada con rampas. Se trata del fichero “pit1.str”. En este caso el fichero no es del tipo .dtm, sino .str y ha sido obtenido a partir de las propias herramientas de diseño de este mismo programa, donde se han podido incluir carreteras. La corta en formato .dtm está definida en el fichero pit1.dtm. Si en un momento determinado se desea volver a la representación bidimensional podemos seleccionar los iconos XY, XZ o YZ, cada uno de los cuales nos dará su correspondiente visión. Además, también existe la posibilidad de presentar en la pantalla las superficies anteriores con o sin transparencia, a fin de poder ver el yacimiento a través de la superficie del terreno. 6.2

Diseño de la mina subterránea

Se carga el fichero ug1.dtm en la pantalla. Puede apreciarse un modelo sólido de labores subterráneas a las que se accede a través de una rampa que sale del fondo de la corta anterior. Los tajos están descritos en el fichero layout1.str que se incorpora a la pantalla superponiéndose al anterior. Muestra los recortes y las galerías así como su conexión con la rampa general de .


LABOREO III

También puede accederse al diseño de las voladuras en abanico que pueden haber sido diseñadas previamente con otras funciones de este programa. Para ello hay que cargar el fichero rings12.str. Aunque en la versión Demo no es accesible, puede presentarse el proyecto completo en un solo fichero, que en este caso es el project.swa. 6.3

Base de datos de sondeos

Surpac tiene la capacidad de leer y crear cualquier base de datos, incluyendo las de de Microsoft. Entre los datos contemplados para estas bases está la litología , los análisis químicos de las muestras y otros, y constituyen la base de los cálculos de la evaluación de las reservas. Aunque en la versión Demo no está accesible, Surpac asegura que todos esos datos pueden ser importados fácilmente a sus ficheros de trabajo. Empezaremos por borrar la pantalla, pulsando el botón del aspa roja. Desde el navegador importamos el fichero surpac.ddb. En el momento en que esté operativo, aparecerá su icono en la línea inferior de la pantalla. En la línea general del menú, se selecciona

Database,

Display,

Drillholes

cuyo

icono

permite

identificarlo

posteriormente en la barra de herramientas de Database (que, si se desea, puede incorporarse a las activas). En el formulario que se nos presenta, pueden seleccionarse los datos que se incorporarán a lo largo de la traza del sondeo. Podemos, por ejemplo, empezar presentando la litología de cada tramo a la derecha del sondeo. Para ello, en el formulario Draw Holes, especificamos la tabla “geology” y el campo “rock”, sin especificar ninguna restricción a la cosulta. El formulario de restricciones (Define Query Cosntraints) puede usarse para especificar las condiciones que queremos imponer a los sondeos que vayamos a visualizar. El gráfico puede ser ampliado (zoom +), reducido, girado o volteado para poder ver con más facilidad los detalles correspondientes, e incluso seleccionar el centro de rotación. Existe además otro botón que permite presentar en el fondo de la pantalla algunos datos de los sondeos tales como su inclinación y orientación. También pueden verse numéricamente los datos de los sondeos seleccionando en el Menú Database, Edit, View Table. En el formulario que sale pueden seleccionarse los datos correspondientes a las cabezas de los sondeos (Collar) y los diferentes formatos


LABOREO III

a los que esa tabla puede exportarse o importarse (en la versión licenciada, por supuesto). 6.4

Secciones de la base de datos

También pueden seleccionarse secciones específicas para ver los sondeos alineados en forma ortogonal u oblicua. Para ello, añadimos la topografía del terreno topo1.dtm a la pantalla donde están representados los sondeos. Volvemos a incluir la fuente de luz y quitar la transparencia desde la superficie. Aplicando el menú Database – Sections – Define nos aparece el formulario “Define Slicing Planes Width” que contiene tres hojas cuyos nombres son “Section Method”, “Section Database” y “Section Objects”. En el primero de ellos se establece el método de definición de la sección (“Northing”), una anchura determinada entre planos (40 m) la forma de establecer la sección (intervalo), y la coordenada (Northing, 7120). En la segunda hoja se especifica el grosor de la sección (20 m), y en la última si se desea la opción “section objects” y su correspondiente “slice layer” (Object sections). A continuación Surpac creará las secciones y presentará la especificada, junto con su perfil topográfico. Pueden ampliarse, girarse, etc. Así como volver a la forma XZ o YZ en cualquier momento. Puede pasarse de una sección a la siguiente o a la anterior, pulsando determinadas teclas de la barra de herramientas. Si se vuelve al Menú Database – Sections – Display Drillholes puede presentarse, junto con las secciones y los sondeos, determinada información a través del formulario “Draw Holes”, que tiene varias pestañas. En la de Labels (Etiquetas) estableceremos su longitud (Tick length, 1), y la primera información (geology) de la que especificaremos el campo que deseamos (rock) su posición (right), alineación (left) y sepración (offset, 3.0). Puede verse en la pantalla cómo aparece el tipo de roca de cada zona del sondeo, susceptible de ser ampliado (zoom) tanto como se desee. Si se quiere ver más información ligada a los sondeos, hay que volver al formulario “Draw Holes” y especificar una segunda información. En este caso, los contenidos en oro de cada muestra. Después de añadir una línea más a la información, en ella se precisa Table = sample, field = gold, position = left (para que no coincida con la información anterior), etc.


LABOREO III

También puede incluirse el o de mineral correspondiente a la interpretación del geólogo. Para ello es necesario incorporar el fichero “ore1.str”. Para concluir este modo Sección se pulsa el botón correspondiente (aspa atravesada por líneas verticales) de la barra de herramientas de Database. A continuación puede cargarse el ore1.dtm para ver el o de mineral en tres dimensiones y puede concluirse esta fase cerrando la base de datos. 6.5

Modelo de bloques

Después de borrar la pantalla, se carga el fichero “block_model.mdl” lo que se sabe porque tiene un icono específico que está presente en la línea inferior de la pantalla. En el menú se elige Block Model, Display, Display Block Model, y después de un pequeño rato de espera, aparece el modelo de bloques en la pantalla. Análogamente a los casos anteriores, podemos posicionar el centro de rotación de la figura, quitar la transparencia, aportar la iluminación etc. Para ver sólo los bloques que hay dentro de la corta, vamos a seleccionar del menú Block Model, la alternativa Constraints, New Graphical Constraint. Con esto pretendemos limitar el volumen que hay entre dos superficies: la topografía y el fondo de la corta. Rellenaremos el formulario “Enter Constraints” de la siguiente manera: Primera restricción (Constraint “a”) tipo DTM, fichero pit1.dtm “above”, añadir. Segunda (Constraint “b”) tipo DTM, fichero Topo1.dtm, “not above”, añadir. Y aplicar A continuación, pueden colorearse los bloques en función de alguna de sus propiedades. Para ello se toma del menú Block Model- Display – Colour Mode by attribute Por ejemplo, vamos a seleccionar coloreando sólo los que tengan oro. Para ello se rellena el formulario Block Colours especificándose los rangos para la selección de color que se prefiera, y después, en la opción Block Model – Constraints – New Graphical C. se completa la información del formulario “Enter Constraints”, introduciendo la “constraint name “A”, type Block, con la condición “gold” “>” “0” y se añade la restricción para poder ser aplicada. No es difícil imaginar la posibilidad de calcular el volumen encerrado entre ambas superficies, su contenido en oro, pero no está accesible en la Demo.


LABOREO III

Importación de datos y ploteado

El programa permite la importación de datos procedentes de fuentes exteriores a Surpac, bien a través de ficheros ASCII o del tipo DXF. Para ello, después de borrar la pantalla, se selecciona del menú File, la opción Import, ”dxf file to a string/DTM file”. Después de completar la información que se pide, se selecciona el fichero “topo2.dxf”, se abre y aplica el formato. Surpac crea el fichero correspondiente. Una vez realizado puede cerrarse y volverse a Surpac. También puede cargarse el fichero “topo2.str” en la pantalla. Es un fichero tridimensional importado desde el formato .DXF, a través de cuyo formato pueden transferirse datos de ficheros de Autocad. Otra posibilidad puede apreciarse cargando el fichero “viewblast.pf” en el que hay un típico plano de control de leyes con los datos de los barrenos. El fichero “viewsec.pf” representa una compleja sección de perforaciones que contiene múltiples dibujos, tanto a gran escala como de detalle, incluyendo un variograma. Finalmente, si se carga el fichero “viewsinglelog.pf”, se verá una columna litográfica correspondiente a un sondeo determinado, con diferentes datos tales como profundidad, litología (coloreada y sombreada) y otros más.


LABOREO III

DISEÑO DE EXPLOTACIONES DE CANTERA PARA ÁRIDOS 1.

INTRODUCCIÓN

En el sector de los áridos se está asistiendo a un cambio muy notable, en el que se ha pasado sin solución de continuidad de unas explotaciones casi totalmente anárquicas en sus formas y planteamientos

y

donde

bastaba

con

unas

simples

autorizaciones para iniciar los trabajos, a un cúmulo de exigencias técnicas, de calidad, medioambientales, sociales, etc., que obligan al cumplimiento simultaneo de múltiples requisitos en el planteamiento y el desarrollo de un proyecto. Además, las diferentes istraciones sienten la necesidad de contar con los informes favorables de un amplio número de Asociaciones, cuya oposición, muchas veces, no tiene gran justificación o solidez técnica, además de imponer el requisito de integrar las labores extractivas dentro de la política de ordenación del territorio para un teórico uso más racional de éste. Hasta

hace

relativamente

poco

tiempo,

los

áridos

se

consideraban como un recurso mineral y de escaso valor, razón por la cual las compañías mineras tradicionales no invertían en este sector. Sin embargo, la acelerada demanda de

productos

de

cantera

y

las

múltiples

limitaciones,

fundamentalmente de tipo ambiental, para la apertura de nuevas graveras y canteras, han hecho que estos materiales hayan

pasado

a

tener

un

carácter

agotable

y,

consecuentemente, a revalorizarse. Por otro lado, las especificaciones de los productos son cada vez mayores y más difíciles de cumplir de forma natural por los propios yacimientos, con lo que se acude a cubrir este déficit en las plantas de tratamiento con sistemas que van incrementando su sofisticación. Las exigencias técnicas Eikebet en Oster fjord.


LABOREO III

generales de la explotación se están viendo fuertemente incrementadas y existe una fuerte implantación de criterios de calidad de los productos y de garantía del cumplimiento de sus características y propiedades. En muchos países, y España no es una excepción, se está evidenciando la presencia de las corporaciones mineras internacionales en el sector de los áridos. Son muchas las similitudes que existen entre ambos tipos de empresas, la tecnología de explotación es parecida, la legislación minero – ambiental también y la rentabilidad de las inversiones es del mismo orden de magnitud. Pero sobre todo, es de la mano de estas corporaciones que se está viendo la implantación del desarrollo minero sostenible y, a partir de estas políticas, la introducción de recientes desarrollos tecnológicos y criterios de producción limpia. No obstante, todavía existen diferencias apreciables como son: el tamaño más reducido de las explotaciones de áridos, las menores inversiones iniciales y el menor riesgo si se comparan con otros sectores de la minería, al margen del carácter todavía reducido fundamentalmente a ámbitos locales de los mercados de este tipo de productos, a pesar de su carácter crecientemente regional e internacional. En España el sector de las canteras de áridos está sometido a fuertes presiones por parte de los organismos ambientales de las istraciones Públicas derivadas, en muchos casos, de la falta de actuaciones de los explotadores en restauración de terrenos y por la ausencia de proyectos mineros y planificaciones bien elaboradas y ejecutadas. 2.

LOCALIZACIÓN DE YACIMIENTOS

Los datos geológicos y medioambientales son la base de la realización de estudios previos e inventarios de áridos. Estos inventarios consisten básicamente en definir las explotaciones potenciales de áridos en las proximidades de las zonas de demanda: grandes ciudades, grandes estructuras lineales (ferrocarriles, carreteras, etc). Se tendrán en cuenta los espacios protegidos por razones ecológicas, vías de comunicación, suelo


LABOREO III

urbanizable, agrícola, impacto visual, etc. Todo

ello

debe hacerse tomando en consideración la demanda de áridos previsible en cantidad y calidad, así como las características geológicas, geotécnicas y tecnológicas de los áridos de las zonas

seleccionadas.

contemplará

la

Un

posición

buen del

inventario

nivel

freático

respecto de la futura explotación, así como los planes de restauración de las explotaciones para

su

integración después del abandono. Los trabajos de aproximación previa a un yacimiento de áridos naturales deben permitir definir: Parámetros geométricos Parámetros hidrogeológicos Parámetros de material extraíble Parámetros ambientales Parámetros geométricos:

Los yacimientos explotables para fabricación de áridos de machaqueo están condicionados por un modelo geológico y estructural, por lo que los estudios de selección de zonas deben comenzar siempre por el estudio y desarrollo de un mapa geológico y estructural. Una vez establecido un mínimo de calidad, homogeneidad y continuidad en la formación geológica susceptible de ser canterable, se procederá a un estudio fotogeológico que permita definir con mayor detalle los puntos o zonas de afloramiento, el buzamiento o inclinación del cuerpo rocoso, los límites por accidentes estructurales (fallas, cabalgamientos) o sus límites en relación con los cambios laterales de facies. El modelo geológico del yacimiento, que incluya con precisión suficiente toda la información sobre la forma y dimensiones en el espacio del cuerpo rocoso, es el elemento clave a la hora de establecer el método de explotación. En zonas áridas y cobertura vegetal poco desarrollada, muchas veces puede ser suficiente con un reconocimiento geológico detallado para llegar a establecer las características del modelo con muy pocos reconocimientos complementarios (geofísica y sondeos, o incluso sin ellos), establecer el volumen explotable, la densidad de fracturación o diaclasado natural del material, familias de orientaciones preferentes de debilidad del macizo rocoso, comportamiento mecánico de las discontinuidades y fracturas (rozamiento, neoformación de minerales arcillosos, fracturas selladas, etc.)


LABOREO III

En otros casos, cuando la cobertera vegetal no permite realizar observaciones, los reconocimientos mediante técnicas geofísicas y de sondeos se hacen imprescindibles para definir los parámetros geométricos. Parámetros hidrogeológicos:

Tienen como finalidad establecer la posición del nivel freático de la futura explotación que se configura como uno de los condicionantes de la explotación, ya que mantener un bombeo permanente de la cantera puede significar un aumento extraordinario de los costes de operación.

Parámetros del material extraíble:

Constituyen el aspecto más determinante sobre el mayor o menor interés que puede tener un yacimiento de cara a su explotabilidad para fabricación de áridos en referencia a la calidad del material vendible, dado los requerimientos de calidad. Las propiedades y el comportamiento de muchos materiales elaborados con áridos, como el hormigón o las mezclas bituminosas, dependen tanto de las proporciones en que entran a formar parte sus componentes, como de las propiedades individuales de cada uno de ellos. Solamente mediante el conocimiento y valoración de las propiedades de estos materiales a través de los oportunos ensayos y análisis, es posible proyectar de manera adecuada un hormigón o una mezcla bituminosa, cuantificar las propiedades de los áridos para atender la correcta dosificación en cada caso y anticipar su futuro comportamiento. Las características de los áridos dependen tanto de las propiedades intrínsecas del propio árido (composición mineralógica, grado de alteración, textura, forma, tamaño de grano, naturaleza del cemento de la roca, porosidad, permeabilidad, absorción y retención de agua, tamaño y presencia de discontinuidades, etc.), como de su proceso de fabricación (granulometría, forma, limpieza del producto, etc.) Las propiedades de los áridos que hay que considerar para estimar su calidad para las diferentes aplicaciones son, básicamente, las siguientes: • Naturaleza petrológica, con objeto de determinar las características mineralógico – texturales, que establecen tanto las propiedades geomecánicas y de durabilidad del árido (por ejemplo, adherencia o adhesividad al ligante) La composición mineralógica también se centra en el estudio de porcentajes de minerales estables, de minerales lábiles, de minerales oxidables, reactivos, hidratables, etc. • Texturas superficiales por su influencia en el rozamiento interno y en la resistencia al pulimento del árido, tamaño y forma del grano o cristal, porosidad y tamaño de poro. • Densidad de conjunto: función de la mineralogía y porosidad.

DISEÑO DE EXPLOTACIONES MINERAS • • • •

LABOREO III Propiedades mecánicas: módulos elásticos de conjunto, función de módulos elásticos de los minerales y de los poros presentes. Resistencia a la compresión, choque y atrición para valorar su calidad mecánica. Compacidad, por su influencia en la absorción de agua y de ligante. Actividad superficial de las partículas respecto al ligante y al agua.

La mineralogía es un factor determinante, aunque difícilmente cuantificable. Así, las propiedades de estabilidad química, gravimétricas, eléctricas, espectrales, magnéticas, elásticas, dureza superficial de las rocas, dependen de la composición mineralógica, de los poros y del fluido (aire, agua, agua salada, etc.), que rellena los poros, así como del tamaño y distribución de los mismos que permite o impide la accesibilidad de los fluidos del medio de trabajo a la roca. Los tests de aptitud para un determinado tipo de uso dependerán de las condiciones mecánicas a las que se someta el material, del ambiente físico – químico creado por el aglomerante y de las condiciones climáticas o, en general, ambientales en las que se ponga el material. Por lo tanto, los estudios mineralógicos de detalle (Rayos X) y los estudios petrográficos (láminas delgadas) constituyen un método de trabajo fundamental, sin descartar las técnicas complementarias como el MEB (Microscopía Electrónica de Barrido), que permiten diagnosticar simultáneamente mineralogía y aspectos texturales. Parámetros ambientales:

La puesta en marcha y desarrollo de un proyecto de explotación exige dar respuesta a un capítulo cada vez más grande y complejo de aspectos medioambientales, que es necesario conocer y cuantificar a partir del cada vez más absolutamente necesario Estudio Medioambiental de Base. Este tipo de iniciativas no solamente se constituyen en una herramienta básica de una gestión medioambiental correcta, sino que son considerados modernamente como herramientas de competitividad.

En lo que se refiere al conjunto de restantes factores que definen la potencialidad de una masa rocosa como yacimiento de áridos de machaqueo, existen algunas normas sencillas y prácticas que establecen que deben, al menos tenerse en cuenta los siguientes aspectos:


LABOREO III

Características intrínsecas del yacimiento: Naturaleza del afloramiento, estructura del mismo en relación con la topografía del terreno •

Nivel freático regional.

•

Estado tensional y distribución de diaclasas y fracturas en el macizo rocoso.

•

Cobertera no utilizable.

•

Composición mineralógica, grado de alteración de los minerales, estabilidad química, partículas friables, minerales oxidables, hidratables, hinchables y materia orgánica.

•

Propiedades de conjunto de la roca: dureza, fragilidad, módulo elástico, dilatación térmica, etc.

•

Aptitud para la molienda, desgaste de los elementos de trituración, producción de finos, etc.

•

Forma y propiedades de superficie de los productos de trituración.

Características extrínsecas del yacimiento: •

Situación respecto del centro de consumo.

•

Tipo de instalaciones, flexibilidad, rendimiento, etc.

•

Tipo de demanda.

•

Impacto ambiental, suelo edificable en proximidades a áreas urbanas.

•

Características climáticas de la zona en la que se ubica la obra.


LABOREO III

Es a partir de la consideración de este conjunto de factores que se podrá tomar una decisión respecto a la explotación o no de una masa rocosa para la obtención de áridos de machaqueo. 2. CONVENIO TERMINOLÓGICO EMPLEADO EN EXPLOTACIONES DE CANTERAS El procedimiento para realizar la explotación queda definido por la aplicación de unos parámetros o criterios de diseño de la excavación, que permiten alcanzar las producciones programadas, de la forma más económica posible y en las máximas condiciones de seguridad.

Pie de banco

Cara de banco

Anchura de banco

Talud de banco

Altura de banco Berma

Talud de trabajo

Fondo de explotación

Talud final

Los parámetros geométricos principales que configuran el diseño de las excavaciones corresponden a los siguientes términos: Banco: es el módulo o escalón comprendido entre dos niveles que constituyen la rebanada que se explota de estéril y/o mineral, y que es objeto de excavación desde un punto del espacio hasta una posición final preestablecida. Altura de banco: es la distancia vertical entre dos niveles o, lo que es lo mismo, desde el pié del banco hasta la parte más alta o cabeza del mismo. Talud de banco: es el ángulo delimitado entre la horizontal y la línea de máxima pendiente de la cara del banco.


LABOREO III

Talud de trabajo: es el ángulo determinado por los pies de los bancos entre los cuales se encuentra alguno de los tajos o plataformas de trabajo. Es, en consecuencia, una pendiente provisional de la excavación. Límites finales de la explotación: son aquellas situaciones espaciales hasta las que se realizan las excavaciones. El límite vertical determina el fondo final de la explotación y los límites laterales los taludes finales de la misma. Talud final de explotación: es el ángulo del

talud

estable

delimitado

por

la

horizontal y la línea que une el pie del banco inferior y la cabeza del superior. Bermas:

son

aquellas

plataformas

horizontales existentes en los límites de la excavación sobre los taludes finales, que coadyuvan a mejorar la estabilidad de un talud y las condiciones de seguridad frente a deslizamientos o caídas de piedras. Pistas: son las estructuras viarias dentro de una explotación a través de las cuales se extraen los materiales, o se efectúan los movimientos de equipos y servicios entre diferentes puntos de la misma. Se caracterizan por su anchura, su pendiente y su perfil. Ángulo de reposo del material: es el talud máximo para el que es estable sin deslizar el material suelto que lo constituye y en condiciones de drenaje total, después de vertido. 3.

MODELO GEOLÓGICO DEL YACIMIENTO

El punto de partida para el diseño de cualquier explotación es la correcta y completa modelización geológica – minera del yacimiento. Tras efectuar el diseño del hueco final a partir del modelo geológico y evaluar las reservas explotables, se pasa a diseñar algunas fases intermedias para, a continuación, definir el método y el sistema de explotación y seleccionar la maquinaria.


LABOREO III

Los pasos seguidos en las distintas etapas de reconocimiento geológico se dividen en etapas en las que se va reduciendo el ámbito espacial del estudio, pero ampliando simultáneamente la escala de trabajo. Al mismo tiempo, deberá hacerse un inventario de recursos naturales, de cara a su protección o futura restauración. Las etapas son: •

Elección de las zonas objeto de prospección mediante un estudio bibliográfico.

•

Búsqueda de posibles yacimientos mediante un estudio de formaciones o macizos rocosos.

•

Estudio preliminar de uno o varios yacimientos probables.

•

Estudio

detallado,

investigación,

del

con

labores

yacimiento

de

probable

considerado como más interesante. •

Estudio de viabilidad de la explotación.

Así se evita realizar una investigación con medios muy escasos, lo que solo conduce a resultados insuficientes y a asumir riesgos muy grandes cuando se toma la decisión de iniciar la explotación y, por otro lado, a reducir el elevado coste que supondría abordar de entrada una prospección muy detallada. El Proyecto de Explotación establecerá las fases de explotación de la cantera que puedan garantizar una producción sostenida anualmente, las labores de preparación necesarias para garantizar la operatividad y productividad de la cantera, y las fases en que debe llevarse a cabo. Se analizarán, en los planos y en las memorias las distintas fases de la planificación de la explotación hasta el final, representando la totalidad del diseño geométrico del hueco y, en consecuencia, de los bancos, bermas y s correspondientes a cada fase.

DISEÑO DE EXPLOTACIONES MINERAS 4.

LABOREO III

TITULARIDAD Y A LOS TERRENOS NECESARIOS

El desarrollo de un proyecto de explotación de cantera debe necesariamente partir de la garantía del a los terrenos necesarios. La totalidad de las parcelas, definidas de forma individualizada con el número o denominación en la que figuren en los documentos catastrales o en las escrituras de propiedad, deberán estar disponibles para el desarrollo de la explotación y quedar todo ello claramente documentado. Cuando el promotor del proyecto no pueda acreditar la propiedad de la totalidad o parte de las parcelas necesarias, al menos deberá poder acreditar el tener asegurado por contrato que los titulares de los terrenos autorizan al titular de la explotación el uso de tales terrenos y que le confieren y garantizan los derechos de extracción, arriendos, ocupación, servidumbre u otros similares, durante el tiempo necesario para desarrollar el proyecto completo de explotación, es decir, por un período no inferior a la vida prevista de la explotación. La buena práctica aconseja disponer, además de todos los datos e informaciones relativas a la titularidad y las características de las parcelas, el disponer de planos parcelarios y taquimétricos a distintas escalas (1:5.000, 1:1.000 y 1:500) con equidistancia máxima de curvas de nivel de 1 m, donde queden reflejadas la totalidad de las parcelas afectadas por el desarrollo del proyecto, incluso las limítrofes, y en los que se especifiquen los datos de cada parcela, la superficie, el propietario, el tipo de ocupación, etc. El área cubierta por la información deberá ser algo mayor que la necesaria para el desarrollo del proyecto planteado.

DISEÑO DE EXPLOTACIONES MINERAS 5.

LABOREO III

MÉTODO Y SISTEMA DE EXPLOTACIÓN

5.1 5.1.1

DEFINICIÓN DEL MÉTODO Canteras en terrenos horizontales

Las labores se inician en trinchera, hasta alcanzar la profundidad

del

primer

nivel,

ensanchándose

a

continuación el hueco creado y compaginando este avance lateral con la profundización. Como ventajas de este tipo de explotaciones figuran: •

Posibilidad de trasladar las instalaciones de

cantera al interior del hueco una vez alcanzadas las suficientes dimensiones, consiguiéndose un menor impacto y una menor ocupación de terrenos. •

Una mayor aceptación del proyecto por parte

del entorno socio – económico, como consecuencia de un mejor control medioambiental del proyecto y un mucho menor impacto visual. •

Posibilidad de proyectar la pista general de

transporte en una posición no inamovible en mucho tiempo. •

Permiten la instalación de un sistema de cintas

transportadoras. Como inconvenientes, figuran: •

La

necesidad

de

efectuar

el

transporte

ascendente de materiales y, por tanto, contra pendiente. •

Mayor coste de dimensionamiento de sistemas de drenaje y bombeo.

DISEÑO DE EXPLOTACIONES MINERAS 5.1.2

LABOREO III

Canteras en ladera

Según la dirección en la que se realicen los trabajos de excavación, pueden distinguirse las siguientes alternativas: Avance frontal y frente de trabajo de altura creciente: -

Es la alternativa más frecuente por la facilidad de apertura de las canteras y a la mínima distancia de transporte inicial hasta la planta de tratamiento

-

El frente de trabajo está siempre activo, salvo en alguna pequeña zona.

-

El frente es progresivamente más alto, por lo que es inviable proceder a la restauración de los taludes hasta que no finalice la explotación.

Excavación descendente y abandono del talud final en bancos altos: -

Permite iniciar la restauración con antelación y desde los bancos superiores hasta los de menor cota.

-

Requieren una definición previa del talud final y, consecuentemente, un proyecto a largo plazo

-

Exigen constituir toda la infraestructura viaria para acceder a los niveles superiores desde el principio y obliga a una mayor distancia de transporte en los primeros años de la cantera.

Avance lateral y abandono del talud final: -

Se puede llevar a cabo cuando la cantera tiene un desarrollo transversal reducido, profundizándose poco en la ladera, pero con una avance lateral amplio.

-

Permite recuperar taludes finales una vez excavado el hueco inicial, así como efectuar rellenos parciales

-

Permite mantener de forma constante la distancia de transporte siempre que la instalación se encuentre en el centro de la corrida de la cantera.

Excavación troncocónica con pérdida de macizo de protección.

DISEÑO DE EXPLOTACIONES MINERAS 5.1.3

LABOREO III

“Supercanteras”

Se trata de explotaciones que operan en grandes yacimientos con entornos de menor exigencia ambiental y con fuertes ritmos de producción entre 5 y 20 Mt/año, aprovechando de los efectos de las economías de escala en los costes de operación, la utilización del método de “corta”, con arranque por perforación y voladura en bancos de entre 10 y 18 m para obtener una mayor eficiencia, trituración dentro de la misma corta con equipos móviles y semimóviles

y

con

extracción

por

cinta

transportadora a través de túneles hasta la planta. Se consiguen altas eficiencias de operación y rendimientos. Son explotaciones que requieren inversiones de capital muy fuertes, pero que permiten un desarrollo de la actividad con altas rentabilidades económicas. En realidad son grandes “cortas” que buscan básicamente la profundidad de la explotación y el empleo de las técnicas mineras más grandes y avanzadas. 5.1.4

Canteras subterráneas

Este tipo de explotaciones son ya, a pesar de su mayor coste, excelentes alternativas cuando aparecen restricciones de tipo geológico, económico y/o ambiental. El proyecto de una cantera subterránea deberá prestar atención a los siguientes apartados: •

Método

de

características

explotación

elegido

geomecánicas,

en

función

costes

de

de

las

arranque,

infraestructura, características de la roca, etc. En general, es frecuente la utilización del método de cámaras y pilares.


LABOREO III

s a la cantera mediante túneles o rampas, ya que los pozos prácticamente no se utilizan por su alto coste de inversión y de desarrollo, aunque existen algunos casos conocidos con este último tipo de infraestructura. Selección de la maquinaria: es frecuente la utilización de equipos muy similares a los de superficie, debido a las ventajas de la estandarización de repuestos con otras canteras a cielo abierto, un menor coste de inversión, una mayor experiencia en el manejo y el mantenimiento de la maquinaria, mayor disponibilidad de los equipos empleados, mayor capacidad de producción por unidad de capital invertido, etc. Técnica de sostenimiento (bulones, cables de anclaje, pletinas bulonadas, gunitado, etc.) en función de las características de la roca y del adecuado dimensionamiento de los pilares. Ventilación, bien dimensionada para la evacuación rápida de humos y gases generados por el funcionamiento de los equipos mecánicos y las voladuras. Usos futuros del espacio subterráneo creado, que puede compensar unos costes de explotación superiores y completar los proyectos mineros con usos más racionales. Generalmente, las cavidades abiertas presentan como características más significativas una temperatura prácticamente constante a lo largo de todo el año, una localización próxima o bajo áreas densamente pobladas y con un valor económico del suelo considerablemente alto, un reducido caudal de aguas subterráneas cuando los macizos poseen discontinuidades, etc. Por ello, muchas canteras subterráneas están


LABOREO III

siendo aprovechadas con finalidades tan diversas como el almacenamiento de sustancias peligrosas, la construcción de aparcamientos, talleres, almacenes, oficinas, etc. 5.2

VIDA Y RITMO DE LA EXPLOTACIÓN

La definición de la vida de la explotación y su ritmo de extracción debe fijarse mediante un análisis técnico y económico que justifiquen no solamente las necesidades de maquinaria de arranque, carga y transporte, sino que estas, así como las instalaciones de cantera (especialmente la planta), tengan la suficiente entidad y capacidad para extraer el tonelaje que se prevé. Este análisis permitirá definir también la cadencia de las voladuras, la producción estimada, las necesidades de personal, etc., pudiéndose obtener una idea razonada de la necesaria homogeneidad entre las previsiones de venta y el dimensionado de los medios humanos y materiales. 6.

DISEÑO DE LA EXPLOTACIÓN

6.1

ESTABILIDAD DE TALUDES

La estabilidad de los taludes en una explotación a cielo abierto no solamente es un aspecto de fundamental importancia, sino que es una de las claves de la viabilidad del proyecto, su seguridad y su rentabilidad. Es por ello que debe ser analizada desde las etapas iniciales del proyecto y ser comprobada y seguida con los datos obtenidos durante la explotación. La importancia de los estudios geotécnicos será función

de

los

condicionantes

geométricos

(altura del talud general, de banco y ángulos de talud), así como de cualquier incidencia que los taludes diseñados pudieran tener sobre las instalaciones o servicios previstos o existentes. Además, los estudios geotécnicos incorporarán los resultados, consideraciones, implicaciones y recomendaciones de los estudios hidrogeológicos realizados en relación a la influencia del agua en la estabilidad de los taludes.


LABOREO III

En líneas generales, los factores más importantes que afectan a la seguridad de las operaciones y cuyo estudio debe quedar perfectamente claro desde el principio de las operaciones, son los siguientes: •

Caída o deslizamiento de materiales sueltos.

•

Colapso parcial de un banco.

•

Colapso general del talud de la excavación.

Las recomendaciones para el control y eliminación de estos y otros riesgos pasan por la puesta en práctica de los estudios necesarios para definir y dimensionar las siguientes medidas: •

Diseño adecuado de bancos y plataformas para retener los desprendimientos de materiales.

•

Determinación

y

mantenimiento

adecuado

de

taludes generales en condiciones seguras. •

Control de voladuras en el perímetro de la excavación, de cara a reducir los daños en el macizo remanente.

•

Aplicación de sistemas de drenaje efectivo de los macizos para reducir los esfuerzos originados por el agua.

•

Saneo sistemático y efectivo de materiales colgados.

Los estudios previos necesarios para garantizar la estabilidad del diseño geotécnico de un talud implican una caracterización del macizo rocoso objeto de la excavación a partir de: •

Los

sistemas

de

juntas

y

discontinuidades. •

La relación de estos y la excavación con los posibles planos de rotura.

DISEÑO DE EXPLOTACIONES MINERAS •

LABOREO III

Los parámetros resistentes de las juntas, las características y propiedades de sus superficies, así como los materiales que las rellenan.

•

Las propiedades geomecánicas de la matriz rocosa.

•

Las características hidrogeológicas y las presiones de agua en juntas y fracturas.

•

Efecto de las vibraciones sobre los macizos residuales, etc.

A continuación el estudio identificará los modos de rotura susceptibles de producirse, apoyándose en los datos registrados y en la experiencia de explotaciones

próximas

o

con problemáticas

análogas. En caso de taludes rocosos, las superficies de rotura pueden determinarse a partir de las discontinuidades preexistentes en el macizo. Se puede aplicar un método gráfico para identificar las situaciones en las que cinemáticamente son posibles ciertos ángulos de rotura. También puede introducirse el ángulo de rozamiento de las discontinuidades, con el fin de eliminar ciertos casos para los que se verifica gráficamente la estabilidad, en ausencia de presiones intersticiales. La utilización de los métodos gráficos permite detectar los sectores de la explotación en los que son susceptibles de producirse roturas, y así dirigir los esfuerzos de reconocimiento hacia las zonas más críticas. En el caso de macizos poco coherentes del tipo suelo, la experiencia ha demostrado que las roturas son de tipo circular. En los macizos rocosos muy fracturados y de manera aleatoria, o donde el talud general varía con respecto a la estructura, las superficies de rotura son muy complejas, pudiendo ser compuestas y formadas parcialmente por discontinuidades

próximas

a

la

superficie

de

deslizamiento y, por otro lado, por fracturas nuevas en la roca intacta. En el caso de una fracturación intensa, el grado de imbricación de bloques y sus posibilidades de movimiento juegan un papel


LABOREO III

importante, pudiendo adoptarse la hipótesis de rotura circular. Los métodos de cálculo de estabilidad de equilibrio límite (basados sobre la mecánica de sólidos indeformables) se pueden aplicar para los diferentes tipos de rotura indicados. En geotecnia, el riesgo de colapso de un talud se mide en términos del llamado coeficiente de seguridad F, que es la relación entre el conjunto de las fuerzas resistentes y las desestabilizadoras que provocarían la rotura del talud. La selección de un valor de F mayor implica una disminución de riesgo, pero supone en general taludes más tendidos. El valor F = 1 señala la frontera en la cual un talud es, o deja de ser, estable. La necesidad de utilizar valores de F > 1 surge como consecuencia de los siguientes factores: •

La posible existencia de características geológicas y/o estructuras adversas que puedan afectar a la estabilidad del talud y que no han sido detectadas en el estudio geotécnico.

•

Posibles errores en los ensayos de caracterización de los materiales del macizo.

•

La variabilidad de las propiedades de los materiales dentro del macizo en estudio.

•

La determinación y variabilidad estacional de las presiones de agua en el talud.

•

Errores derivados de los supuestos de rotura utilizados.

•

Errores de cálculo.

En la práctica, los valores que se adoptan varían en función de las consecuencias que resultarían de un colapso, así como del nivel de confianza en los datos utilizados. La experiencia considera que, debido a las elevadas implicaciones económicas, la selección de un coeficiente de seguridad F próximo a 1,3 puede ser adecuado para taludes cuya estabilidad no se considere a largo plazo, mientras que si tales condiciones son críticas o permanentes, F debe ser del orden de 1,5 a 1,6, valores que son superiores a los mínimos establecidos en la normativa española vigente. En las explotaciones a cielo abierto, el coeficiente de seguridad se suele obtener para diferentes pendientes del talud general. Según sea la estructura geológica de los macizos, las variaciones de F con el ángulo de talud pueden ser continuas o discontinuas. Por otro lado, en la mayoría de los métodos de cálculo se supone que el talud es en planta rectilíneo, sin tener en cuenta la curvatura del hueco. En la práctica, se ha comprobado que los taludes con superficies convexas son más inestables que taludes con superficies cóncavas. En estos últimos es posible aplicar la siguiente regla empírica: si el ángulo de curvatura de un talud cóncavo (medido en el pié del mismo) es inferior a su


LABOREO III

altura, la pendiente resultante del cálculo bidimensional puede aumentarse 10°, mientras que en un talud convexo, habrá que disminuirlo en esa misma magnitud. 7.

DIMENSIONES Y ORIENTACIONES DE LOS BANCOS

Una vez definidas las pendientes estables de los taludes generales, se pasa a estudiar la geometría de los bancos, que dependerá de la configuración de los taludes y su orientación relativa respecto a la estratificación o familias de discontinuidades dominantes. No obstante, es posible clasificar las diferentes situaciones de los bancos y dar unos criterios básicos de diseño. En el estudio de las dimensiones de los bancos se analizarán las alturas máximas y mínimas de los bancos, así como las alturas máximas finales de banco,

que

a

su

vez,

estarán

siempre

condicionadas a las consideraciones expuestas en el proyecto de restauración del espacio afectado por las actividades extractivas y siempre que el ángulo general considerado sea suficientemente estable. Siendo absolutamente necesaria la condición de estabilidad, esta no es suficiente, ya que la normativa

vigente

en

España

establece

la

obligatoriedad de que la pendiente máxima de un talud sea subvertical, prohibiéndose taxativamente la existencia de taludes invertidos. Finalmente, es importante mencionar que, en numerosas ocasiones, los ángulos de los taludes finales se ven rebajados como consecuencia de la necesaria inclusión en los diseños de las pistas de transporte.


ALTURA DE BANCO

La

altura

de

banco

se

LABOREO III

establece,

generalmente, a partir de las dimensiones de los equipos de excavación y carga, las características del macizo rocoso y de las exigencias de selectividad de la explotación. En líneas generales, el condicionante para establecer la altura de banco es el equipo de carga y la altura máxima que alcanza el cucharón. Este criterio permite utilizar la pala o excavadora para sanear cualquier punto del frente

y

mantener

unas

condiciones

de

seguridad aceptables. Sin embargo, la experiencia en el sector de las canteras muestra como, casi de forma sistemática, se acude a alturas de banco comprendidas entre 10 y 20 m. Las alturas de banco mayores tienen, a pesar de sus inconvenientes, las siguientes ventajas: •

Mayor rendimiento de la perforación al reducirse los tiempos muertos de cambio de posición y una menor repercusión de los costes relativos a sobreperforación y explosivos.

•

Una geometría de voladura óptima, dentro de la tendencia actual hacia mayores diámetros de perforación.

•

Mejora de los rendimientos de los equipos de carga al reducirse los tiempos muertos por cambio de tajo, así como por desplazamientos del equipo dentro del mismo.

•

Menor número de bancos y, por tanto, mayor concentración y eficiencia de la maquinaria.

•

Infraestructura de s más económica por menor número de niveles de trabajo.

Las ventajas de una altura de banco reducida, sin embargo, son las siguientes: •

Mejores condiciones de seguridad para el personal y maquinaria, pues el alcance de las máquinas permite un mejor saneo y limpieza de los frentes durante la operación.

•

Control más efectivo de las desviaciones de los barrenos, especialmente si se utilizan perforadoras de martillo en cabeza.

•

Menores cargas operantes de explosivo, por lo que, con secuencias de encendido adecuadas, se disminuyen los problemas de vibraciones y de onda aérea.

•

Mayor rapidez en la ejecución de rampas de entre bancos.

•

Mejores condiciones para la restauración y tratamiento de los taludes finales.


LABOREO III

La selección de la altura más adecuada dentro de las limitaciones establecidas por la normativa, es en consecuencia, el resultado de un análisis técnico – económico apoyado en estudios geotécnicos que incluyen el aspecto de seguridad de las operaciones y los estudios de recuperación de los terrenos afectados por las actividades mineras. 7.2

ANCHURA DE PLATAFORMAS DE TRABAJO (O TAJOS)

La anchura mínima de banco de trabajo es la suma de los espacios necesarios para el movimiento de la maquinaria que trabaja en ellos simultáneamente, de tal manera que sea suficientemente amplia para permitir que los volquetes y palas maniobren con facilidad sin aproximarse innecesariamente al frente de arranque y mantengan una distancia mínima de seguridad de cinco metros (5 m) al borde del banco en el desarrollo normal del trabajo. Los tres procesos básicos que tienen lugar en el interior de una cantera son la perforación, la carga y el transporte, que pueden, o no, simultanearse en el mismo banco. No obstante, en cada caso concreto (es decir, en cada proyecto de explotación)

deberán

definirse

las

operaciones que se proyecta realizar en la plataforma de trabajo y la maquinaria implicada, justificándose siempre que la anchura de la plataforma se ajusta a lo establecido en la normativa vigente. Por tanto, es a partir del funcionamiento normal de la explotación que se definirá la geometría de las plazas de maniobra que existirán en la explotación, tanto en la fase final como en las etapas de trabajo. La práctica permite establecer que las plataformas donde opere maquinaria móvil no debieran tener nunca una anchura inferior a los 20 m hasta alcanzar la configuración del talud final, aunque en situaciones especiales como es la iniciación de plataformas o limitaciones de amplitud por diversas causas, deberán adoptarse condiciones especiales y precauciones adicionales. En cualquier caso,


LABOREO III

para evitar riesgos de vuelco o caídas, se colocarán topes o barreras franqueables en condiciones normales de trabajo. De forma orientativa, se puede estimar que las dimensiones mínimas de las plataformas de trabajo en canteras donde se emplean maquinas de tamaño pequeño a mediano, pueden ser las que se indican en la siguiente tabla. Cuanto mayor sea el tamaño de la maquinaria, mayores son las dimensiones mínimas y más rígidos serán los criterios generales de diseño.

Operaciones de perforación, 1 fila

9,5 metros

Operaciones de carga y volteo con retroexcavadora

25 metros

Operaciones de carga (con retroexcavadora) y transporte

12,47 metros

Operaciones de carga (con cargadora de neumáticos) y transporte

12,47 metros + radio de giro

Operaciones de carga (con retroexcavadora), transporte y perforación (una fila)

19,47 metros

Operaciones de carga (cargadora de neumáticos), transporte y perforación (una fila)

19,47 metros + radio de giro

Lógicamente, el área correspondiente a la perforación dependerá de la anchura de la voladura proyectada y del espacio que ocupe la maquinaria de perforación, toda vez que en el caso de ejecutar barrenos verticales, será menor pues solo ocupará la mitad de su ancho detrás de la última fila al poder situarse longitudinalmente en el banco. Por debajo de las dimensiones definidas en la tabla, no se podrán considerar trabajos en plataformas y, en consecuencia, no se podrán desarrollar en ellas ningún tipo de labores. Por tanto, en la etapa de proyecto se determinará la anchura mínima de operación

en

dichas

plataformas,

su

dimensionamiento en función de la maquinaria propuesta, del estudio de inestabilidades locales, del diseño de voladuras, etc., y todas las plataformas de trabajo deben quedar convenientemente


LABOREO III

reflejadas en los planos que reflejan las sucesivas fases de la explotación, definiéndose el modo de operación en las mismas. La superficie de la plataforma de trabajo debe ser regular, de forma que permita la fácil maniobra de la maquinaria, su estabilidad y un desagüe eficaz. Debe preverse el prestar suficiente atención a la conservación y limpieza de los drenajes que se prevean y diseñen para evitar encharcamientos, así como al mantenimiento en sí de la propia superficie de la plataforma para eliminar baches, blandones, roderas, etc., eliminándose también las piedras descalzadas de los taludes o caídas de las cajas de los vehículos. En caso de actividad nocturna, las plataformas de trabajo deben estar dotadas con el sistema de iluminación que resulte más adecuado y esté suficientemente dimensionado para garantizar una operación absolutamente segura. 7.3

BERMAS

Las bermas se utilizan como plataformas de en el talud de una excavación y también como áreas de protección al detener los materiales que pueden desprenderse de los frentes en los bancos superiores, hasta pistas o zonas de trabajo inferiores. Por consiguiente, las características y dimensiones

de

las

bermas

definitivas

deberán

ser

justificadas por cálculo, para lo que deberá conocerse la inclinación de las superficies de rotura de los bancos y el ángulo de reposo del material fragmentado. Si las bermas han de ser utilizadas como pistas de transporte de todo – uno de cantera, las mismas deberán ser dimensionadas de

Lo que no permite la normativa de seguridad minera española. Véase el talud del fondo en particular.


LABOREO III

acuerdo a estas características. Una vez determinadas qué bermas y en qué momento serán utilizadas como pista de transporte, se justificará por cálculo que esta anchura es de magnitud suficiente como para cumplir lo anteriormente expuesto y siempre condicionando la validez de la anchura mínima de las bermas a las consideraciones del proyecto de restauración definitivo y a que el ángulo general considerado sea lo suficientemente estable. La altura o separación entre bermas es función del talud de cara de banco y de las dimensiones de los equipos existentes. Si el citado ángulo es inferior a 45° y los materiales que lo configuran son de tipo lajoso, su caída tendrá lugar por deslizamiento, recomendándose dejar una berma cada tres o cuatro bancos. Normalmente, con ángulos del orden de 75°, voladuras correctamente realizadas y características geomecánicas del macizo adecuadas, es frecuente recomendar una berma cada dos o tres bancos. En el supuesto de conocerse la inclinación de las superficies de rotura de los bancos y el ángulo de reposo del material fragmentado, es posible dimensionar las bermas para evitar caídas a niveles inferiores. Finalmente, en cualquiera de los casos, la normativa vigente en España establece (se sobreentiende que es para los casos de macizos rocosos de excelente calidad, frente absolutamente estable y que en ningún momento sobrepase la verticalidad) que no se permitirá una altura de talud superior a 40 metros sin bermas intermedias de seguridad. 8.

PISTAS Y S (RAMPAS)

Constituyen uno de los elementos de infraestructura más complejos de definir, diseñar, toda vez que deben asegurar la accesibilidad con total seguridad a todos los puntos de la cantera. Son las vías por las que circulan los vehículos dentro de la explotación y, en especial, las unidades de acarreo. Las características de diseño de las pistas y de lo que se ha dado en llamar específicamente “” son diferentes, porque mientras en las pistas la circulación es habitual y continua en los dos y a marcha rápida, en los denominados


LABOREO III

“s”, que se utilizan de forma eventual y exclusivamente para el a sus tajos de las máquinas que efectúan el arranque u operaciones auxiliares, la circulación es mínima y a velocidad mucho más lenta. 8.1

S

La pendiente de los s no debe sobrepasar, en ningún caso, el 20 % (11°) y con respecto a su anchura, ésta debe superar por lo menos en dos metros el ancho de vía de la unidad o máquina más ancha que vaya a circular por ellos, a lo que hay que sumar un arcén mínimo de dos metros entre el borde del y el pié inferior de un talud. A la hora de definir y proyectar los s, deberá justificarse la anchura, cuneta y sobreancho proyectados en función del tipo de y de las características específicas de la maquinaria, lo cual permitirá definir, en plano y con suficiente detalle, el diseño de los s con expresión de los ejes, arcenes, centros y radios de curvatura en curvas, intersección con el terreno, acuerdos en entronques y representación de perfiles longitudinales y transversales. Con todo ello, se deberá garantizar por cálculo que la maquinaria destinada a circular por los s sea capaz de hacerlo sin riesgo alguno, con tales condiciones de diseño. En caso contrario, deberá renunciarse a la utilización de dicho vial. La norma general de diseño es la de garantizar una circulación absolutamente segura y sin dificultades para los vehículos y unidades que vayan a utilizarlos, contando también con los vehículos de servicio de las máquinas en operación. Se tendrá en cuenta la calidad de la superficie de rodadura, la estabilidad y posibilidad de frenado de los vehículos y se proyectarán con un perfil transversal que facilite el desagüe y un perfil longitudinal que evite la existencia de badenes y se prevea la existencia de topes o barreras

no

franquables,

junto

con

el

correspondiente balizado en aquellas zonas donde exista riesgo de caída o vuelco, o donde la distancia mínima al bode superior de un talud sea inferior a los cinco metros de terreno absolutamente firme. Todo ello, deberá completarse con la adecuada señalización.


LABOREO III

PISTAS

El diseño de las pistas debe ser tal que las unidades de transporte utilizadas se desplacen sin perder el ritmo de operación y en condiciones de máxima seguridad. Por ello, los criterios de diseño se centran fundamentalmente en: •

Firme.

•

Pendiente.

•

Anchura de pista.

•

Curvas: radios, peraltes y sobreancho.

•

Visibilidad en curvas y cambios de rasante.

•

Convexidad o bombeo.

•

Conservación.

Los dos primeros parámetros tienen que ver básicamente con el rendimiento y coste del transporte, pero también con la seguridad. La determinación de la pendiente óptima de una pista se realiza a partir de las curvas características de los vehículos, que consideran la velocidad y la capacidad de frenado. Los mejores rendimientos y costes, junto con unas condiciones de seguridad adecuadas, se obtienen con pendientes en torno al 8 %, incluyendo una resistencia a la rodadura normal. No obstante, en cada caso deberá también tenerse en cuenta si el acarreo es ascendente o descendente. En planos de diseño, las pistas se representarán en planta y perfil tipo, con perfil longitudinal y transversal y representación de eje, arcenes, centros y radios de curvatura en curvas, acuerdos en entronques, etc. Se analizará el perfil longitudinal de la pista, sus ramales y los distintos perfiles transversales, justificándose por cálculo la elección de las distintas secciones. 8.2.1

Anchura de las pistas

La anchura de las pistas recomendada puede estimarse con la siguiente expresión:

A = a (0,5 + 1,5 n ) Donde:

A

Anchura total de la pista (m).

a

Anchura del vehículo (m).

N

Número de carriles deseados.


LABOREO III

Esto significa que, en pistas de un solo carril, tanto a la izquierda como a la derecha de cada vehículo debe dejarse una separación de seguridad equivalente a la mitad de la anchura de éste, sin reducirse jamás por debajo de vez y media la anchura del mayor vehículo que se prevea que circule por ella. Deberá preverse además el diseño de los apartaderos necesarios para asegurar el cruce de vehículos, convenientemente espaciados y con una longitud mínima del doble del vehículo más largo que se prevea que circule por la pista y con la anchura mínima del vehículo más ancho. Tanto en cambios de rasante como en curvas que carezcan de visibilidad, la pista deberá ser de doble carril o disponer de apartaderos con un dispositivo de señales eficaz que regule el tráfico alternativo.


LABOREO III

En pistas de dos carriles, la anchura mínima isible puntualmente será de tres veces la del vehículo más ancho. Se

insiste

en

que

estas

cifras

dadas

se

corresponden con mínimos absolutos y que un diseño responsable y basado en la seguridad de la

operación

debe

manejar

cifras

siempre

superiores a estas.

8.2.2

Radios de curvatura

Los radios de curvatura, en planta, deberán ser capaces de garantizar el giro de los vehículos y maquinaria de mayores dimensiones que circulen por ella, garantizándose que es capaz de hacerlo sin riesgo alguno con dichas condiciones de diseño. Es por ello necesario utilizar la suficiente información técnica por parte del fabricante de la maquinaria para garantizar la bondad del cálculo. Para que las curvas no supongan una limitación en la producción deben tener un radio mínimo entre 20 y 30 m, dependiendo del vehículo que se utilice, de la velocidad prevista, del peralte y del coeficiente do rozamiento.

8.2.3

Sobreancho en las curvas

Los volquetes ocupan en las curvas una anchura mayor que en las rectas, ya que sus ruedas traseras no siguen exactamente el movimiento de las delanteras debido a la rigidez del chasis y, además, existe una tendencia de los conductores a no mantenerse en su carril. Por ello, es necesario disponer de un sobreancho, que será función del radio de la curva y de la longitud del camión. Una expresión utilizada habitualmente para calcular el sobreancho necesario es la debida a Voshell: e=

Donde:

V2 −f 127,14 ⋅ R

f

Sobreancho (m).

R

Radio de la curva (m).

L

Distancia entre ejes del volquete (m).


LABOREO III

El RGNBSM y sus ITC establecen una expresión para calcular el sobreancho mínimo isible:

S=

Donde:

8.2.4

L2 2⋅R

S

Sobreancho del carril (m).

R


L

Distancia máxima (m) entre ejes del volquete o camión articulado.

Peraltes

Para contrarrestar la fuerza centrífuga que aparece en las curvas, originando deslizamientos transversales e incluso vuelcos, el peralte o sobreelevación del lado exterior de la curva se calcula a partir de la fórmula siguiente:

)

(

f = 2 ⋅ R − R 2 − L2 ⋅

Donde:

5,8 R

e

Tangente del ángulo del plano horizontal con la pista.

V

Velocidad (Km/h).

R


F

Coeficiente de fricción.

En la siguiente tabla se dan las relaciones recomendables entre el radio de una curva circular, peralte con la que se la debe dotar y velocidad más adecuada para recorrer la misma. Radio (m)

12

25

50

75

100

150

Peralte máximo (%)

6,5

6,0

5,5

5,0

4,5

4,0

Velocidad (Km/h)

10

15

20

22

25

30

En las uniones de tramos con diferentes peraltes es preciso establecer una longitud de pista en la que el peralte variará de forma gradual, esta es la denominada “zona de transición”. 8.2.5

Bombeo y convexidad

La sección transversal de la pista debe estar diseñada con un determinado bombeo, es decir, a dos aguas, con el fin de conseguir una evacuación efectiva de la escorrentía hacia las cunetas o bordes laterales. Los valores más usuales de dichas pendientes transversales varían entre un 2 % y un 4 %. El menor valor de 2 cm/m es adecuado para superficie con reducida resistencia a la rodadura que drenan fácilmente, y el valor máximo para casos de elevada resistencia a la rodadura.


LABOREO III

En curva, la pendiente transversal de la superficie es la que corresponde al peralte y se dispone, por tanto en todos los casos, a una sola agua. La transición entre las pendientes o bombeos de las alineaciones rectas y los peraltes en curva se hará de forma gradual con una variación lineal de pendientes. 8.2.6

Visibilidad en curvas y cambios de rasante

Un factor importante que debe considerarse, tanto en las curvas como en los cambios de rasante, es la distancia de visibilidad de parada, es decir, aquella necesaria para que un vehículo pueda detenerse, sin deceleraciones inisibles, antes de llegar a chocar con cualquier obstáculo que pueda hallarse en su camino. 8.2.7

Conservación

El sistema de pistas diseñado debe tener previsto un mantenimiento periódico y sistemático, de tal manera que se conserven en todo momento en buenas condiciones de seguridad. Desde la propia fase de diseño deberá quedar establecido cuales serán las condiciones en las que se realizará este mantenimiento, cual será su frecuencia, los medios a emplear y las operaciones a desarrollar. Como en el caso de las plataformas de trabajo, se prestará una especial atención a la conservación y limpieza de los drenajes existentes para evitar encharcamientos, así como a la restauración de la superficie de rodadura, eliminación de baches, blandones, roderas, etc., estableciendo los medios para la retirada de las piedras descalzadas de los taludes o caídas de las cajas de los vehículos. Asimismo, deberá preverse la conservación y reposición periódica de las señales de tráfico establecidas. En el tema de política de lucha contra el polvo, en tiempo seco se efectuarán riegos periódicos con el fin de reducir la emisión de polvo. 9. 9.1

DEFINICIÓN DEL SISTEMA DE EXPLOTACIÓN LABORES DE PREPARACIÓN, FASES, REQUERIMIENTOS, ETC.

El diseño preliminar de una explotación de cantera y su planificación operativa a corto, medio y largo plazo debe tener cuantificado el volumen de recubrimiento en forma de tierras y suelos o en su caso, de formaciones litológicas no interesantes, que es necesario remover anualmente en operaciones de específicas de desmonte. La importancia del correcto desarrollo de las operaciones de desmonte no está solo en conseguir un


LABOREO III

coste bajo, sino en también en permitir que los frentes sean lo más estables posible dándoles un talud apropiado en función de sus características geomecánicas, que muy frecuentemente son mucho peores que el macizo rocoso explotado por la cantera, y protegiéndolos de la acción erosiva de las aguas mediante la construcción de cunetas de guarda para las de escorrentía y de drenajes para las de infiltración. El diseño de la explotación debe prever que, entre el pie del desmonte y la cabeza del frente de explotación, debe guardarse una berma de seguridad que impida que los posibles desprendimientos o corrimientos del recubrimiento caigan sobre la explotación y se permita, si fuera necesario, la reanudación de los trabajos de desmonte en condiciones suficientes de seguridad al disponerse del espacio necesario para el y maniobra de la maquinaria. 9.2

SANEO

El diseño de la explotación debe prever el adecuado saneo de todos los frentes y taludes excavados para su conservación en perfectas condiciones y en prevención de la aparición de problemas de mayor gravedad. Después de una parada y antes de comenzar los trabajos es necesario inspeccionar los frentes de explotación, asegurándose de que no existen masas de

rocas

necesario,

inestables su

y

saneo

ordenándose, por

parte

de

en

caso

personal

adecuadamente formado para estas labores y utilizando, preferiblemente, medios mecánicos. Las inspecciones y los saneos deben realizarse de forma sistemática en los casos siguientes: Después de lluvias, heladas o nevadas intensas. •

Cuando

se

haya

producido

el

desprendimiento de masas importantes de roca. •

Después de cada voladura.


LABOREO III

Cuando exista riesgo de deslizamiento o de desprendimientos en los taludes que afecten a una pista, ésta debe protegerse mediante mallazo, bulonado, gunitado, etc., del talud, dejando en caso necesario un arcén de cinco metros de anchura. 9.3

SISTEMA DE CARGA Y TRANSPORTE. CARACTERÍSTICAS, PERSONAL Y EQUIPOS

Tras la selección del método aplicable a la explotación de áridos, es necesario establecer el sistema de explotación que se utilizará y que estará constituido por los diferentes equipo de arranque, carga y transporte. En función de estos, será necesario posteriormente definir los equipos de servicios. Según la continuidad del ciclo básico, se diferencian los siguientes sistemas: Sistema totalmente discontinuo. La operación de arranque, con o sin voladura, se lleva a cabo con equipos discontinuos y el transporte se efectúa con volquetes mineros. Es el sistema más implantado debido a su gran flexibilidad y versatilidad. Sistema mixto con trituradora estacionaria dentro de la cantera. Una parte de la operación se realiza con medios semejantes

al

sistema

anterior,

hasta

una

trituradora instalada dentro de la explotación con la que se consigue una granulometría adecuada para poder efectuar desde ese punto el transporte continuo por cintas. Sistema mixto con trituradora semimóvil dentro de la cantera. Conceptualmente es igual al sistema anterior, pero con mayor flexibilidad, ya que la trituradora puede cambiarse de emplazamiento cada cierto tiempo, invirtiendo en estos traslados varios días o semanas. Planta semi-móvil de trituración y clasificaciónñ.


LABOREO III

Sistema continuo con trituradora móvil y arranque discontinuo. En este sistema se prescinde del transporte con volquetes, ya que la trituradora móvil acompaña constantemente por el tajo el equipo de arranque y carga discontinuo.

Sistema de transporte mixto y arranque continuo. Es una variante de la tercera alternativa, donde se sustituye el arranque discontinuo por un minador continuo. Es un sistema poco utilizado, aunque algunas canteras lo aplican.


LABOREO III

Sistema de arranque y transporte continuos. Es el sistema que presenta mayor porcentaje de electrificación, puesto que todas las unidades a excepción de las auxiliares, van accionadas por motores eléctricos. A su vez, en cada uno de esos sistemas, la maquinaria utilizada puede ser distinta pues, por ejemplo, en el arranque continuo es posible emplear minadores y, en el transporte

continuo,

cintas

transportadoras

convencionales, cintas de alta pendiente, etc. 9.4

CONSIDERACIONES AL ARRANQUE POR EXPLOSIVOS

En las explotaciones de cantera para la fabricación de áridos de machaqueo, el arranque suele realizarse por medio de perforación y voladura, quedando el arranque directo reservado para aquellas formaciones de tipo gravera o formaciones arenosas. La perforación para la carga del explosivo debe realizarse según un conjunto de proyectos – tipo, diseñados para cada una de las voladuras que se prevea deban darse en la cantera y dimensionadas de tal manera que los frentes queden saneados y se eviten, en lo posible, la ejecución de voladuras de repies o de troceo secundario. 10. DESAGÜE Y DRENAJE El diseño de la explotación debe asentarse sobre los necesarios estudios hidrológicos e hidrogeológicos encaminados a caracterizar las necesidades de desagüe y de drenaje de la explotación, estableciendo las medidas preventivas y correctivas correspondientes. Se estudiará y diseñará una red de drenaje que garantice que las aguas recogidas en la explotación son adecuadamente canalizadas, tratadas y depuradas antes de su vertido a los cauces públicos. Se deberán contemplar, en los cálculos, los caudales aportados tanto


LABOREO III

por los cauces y cuencas superficiales, como por las estructuras hidrogeológicas, de manera a determinar la suficiencia de la red de drenaje y desagüe diseñada. Los estudios también deberán prever las calidades de las aguas evacuadas en cada sitio y sus necesidades de depuración, tanto en condiciones normales de operación como en condiciones climáticas extraordinarias. 11. CORRECCIÓN DE IMPACTOS AMBIENTALES DURANTE LA EXPLOTACIÓN Los problemas relativos al medio ambiente que pueden surgir en la implantación y desarrollo de una actividad minera son función de las características de tales acciones y delas características del lugar en el que se proyecta. Su consideración es clave no solo por las repercusiones económicas en el desarrollo del proyecto, sino por la directa incidencia en la reputación y fama de la compañía, así como en la accesibilidad a nuevos proyectos. El origen de los problemas o efectos puede derivarse de la fase de planeamiento del proyecto donde se abordan los objetivos concretos de la explotación a través del interés que la empresa tiene de las dedicaciones presupuestarias. O de la fase de diseño donde se recoge como se debe hacer la explotación (diseño de apertura de mina, de localización, tamaño y forma de la escombrera, etc.), o bien de la propia fase de ejecución, cuando la explotación está funcionando. En cada caso, la forma de abordar el problema requiere de un análisis diferenciado pero que posteriormente se integre dentro del conjunto de la problemática ambiental de la explotación, de manera tal a conseguir soluciones integrales, bien planteadas, más efectivas que las soluciones parciales,

mejor

implantadas

y

de

coste

proporcionalmente más reducido. A la hora de proceder al estudio de los distintos tipos de contaminación producidos en una explotación, es frecuente recurrir a los modelos de simulación. Sin poner en duda las ventajas de la utilización de los mismos, es necesario tener en cuenta, sin embargo, que estos tienen una estructura básica que depende de las características y propiedades consideradas en los sistemas ambientales, y que la calidad del modelo depende considerablemente de la calidad de los supuestos de partida, así


LABOREO III

como de su tratamiento. En el capítulo de la adopción de medidas preventivas o correctoras de los distintos impactos ambientales, es necesario tener en cuenta que siempre es mejor no producir la alteración que establecer una medida correctora, pues aparte de suponer un coste adicional de tiempo y de dinero, en la mayoría de los casos solamente se elimina una parte de la alteración y, en otros, ni siquiera esto. La política de establecimiento de medidas preventivas en los diseños se basa en el empleo de metodologías basadas en el conocimiento por expertos de los impactos generados en proyectos similares. Posteriormente, el diseño y dimensionamiento de las medidas correctoras deberán tener en cuenta la clasificación de las mismas: •

Medidas que reducen el impacto: Este tipo de medidas correctoras se consiguen, generalmente, con un diseño adecuado del proyecto o limitando la intensidad de las acciones.

•

Medidas que compensan el impacto: Mediante la reposición y conservación de los elementos que permanecen, desarrollo de otros nuevos que permitan suplir los elementos alterados.

•

Cambian la condición del impacto: Favorecen los procesos de regeneración natural o permiten restaurar el entorno afectado.

Otro aspecto a considerar sobre las medidas correctoras, es la escala temporal de su aplicación, pues es conveniente llevarlas a la práctica lo antes posible, ya que de este modo se pueden evitar impactos secundarios. 11.1 PREVENCIÓN Y ELIMINACIÓN DE LA CONTAMINACIÓN POR POLVO Y GASES La contaminación producida por partículas sólidas, polvo y gases, derivada de las operaciones de apertura de huecos, de la creación de las escombreras y del tráfico de volquetes y de maquinaria pesada (que es cuando se producen los impactos más severos de este tipo) y, en menor cuantía, de la construcción de pistas, ha tenido tradicionalmente un conjunto de medidas correctoras basadas en: •

Riego periódico de las pistas con agua, acudiéndose algunas veces a la utilización de sustancias químicas o salinas reductoras de la emisión de polvo. Ello requiere dimensionar desde el principio las necesidades en medios humanos y equipos, para el adecuado riego de las pistas, así como la infraestructura adecuada para el suministro y canalización del agua


LABOREO III

necesaria hasta la explotación. En este sentido, es frecuente observar prácticas manifiestamente contraproducentes como la instalación de aspersores de funcionamiento permanente en las pistas. •

Estabilización química de pistas.

•

Pavimentación de los s permanentes a la mina, práctica cada vez más extendida en las explotaciones especialmente en zonas de terrenos muy áridos.

•

Retirada de las pistas del material formado por acumulación del polvo mediante el uso de motoniveladoras, barredoras, etc.

•

Revegetación rápida de los terrenos restituidos (superficies finales de vertederos y taludes excavados), estableciendo en la planificación de la explotación los medios materiales, humanos y económicos necesarios para ello.

•

Control del polvo durante la perforación por medio de captadores (hoy día ya obligatoria en todos los casos) y reducción del número de tajos con voladuras y retirada del detritus de la perforación, evitando siempre su utilización en el retacado de las voladuras.

•

Reducción del tiempo entre las fases de explotación y restitución mediante el desarrollo de una óptima planificación.

11.2 PREVENCIÓN DEL IMPACTO ACÚSTICO POR ACTIVIDADES RUIDOSAS La reducción de los impactos acústicos se consigue mediante: •

La reducción de la velocidad de circulación de los vehículos, especialmente de los de transporte, lo que redunda en una menor formación de polvo y en un incremento de la seguridad.

•

Minimización de los cruces en las pistas.

•

Planificación, construcción y desarrollo de pantallas vegetales contra el viento, de manera tal que dificulten su libre circulación en los niveles superficiales.

•

Sustitución de los volquetes por cintas transportadoras.

•

Riego de las pilas de materiales que se cargan sobre los volquetes.

•

Estudio de la ubicación de las plantas de tratamiento conforme a las direcciones predominantes de los vientos.

•

Ubicación de las plantas lo más alejadas posible de las zonas habitadas.

•

Construcción de barreras sónicas perimetrales.

•

Instalación de silenciadores en equipos móviles.

•

Estudio de rutas alternativas de transporte en zonas próximas a las áreas habitadas.


LABOREO III

Desarrollo de las políticas más adecuadas de mantenimiento preventivo, lo que redundará en una reducción del coste de operación.

•

Recubrimiento con gomas de todos los elementos metálicos que sufren los impactos de las rocas (por ejemplo, las cajas de los camiones, etc.).

•

Utilización de equipos accionados eléctricamente.

•

Limitación a las horas diurnas de aquellas unidades más ruidosas o molestas.

•

Disminución de las cargas operantes de explosivo y empleo de detonadores y de rios de microrretardo.

•

Recubrimiento del cordón detonante expuesto al aire libre.

•

Reducción al máximo de las operaciones de taqueo de bolos con explosivos, etc.

11.3 PREVENCIÓN DEL PROCESO DE EROSIÓN Se encuentran relacionados con este tipo de riesgos la ocupación irreversible de suelo fértil por la creación de huecos y escombreras, y por la construcción de pistas, edificios y plantas de tratamiento. Otro efecto es la inducción de efectos edáficos negativos en los alrededores de la explotación por las operaciones derivadas de la creación de huecos, escombreras y pistas, debido a la acumulación de residuos, elementos finos, polvo, etc. También se incluyen en este capítulo el aumento del riesgo de desprendimientos, deslizamientos o hundimientos por la creación de escombreras, el aumento de la carga de sedimentación aguas abajo debidas a la adición de materiales sólidos derivados de la creación de las escombreras y la construcción de las pistas e infraestructuras, el aumento de la erosión derivadas de todo este tipo de operaciones, etc. Entre las acciones correctoras o de recuperación habitualmente empleadas figuran: •

Retirada y acopio de las tierras vegetales de las zonas ocupadas por la explotación.

•

Diseño de un modelado en la recuperación que permita la reutilización productiva y ecológica del terreno a la conclusión de la explotación.

•

Adopción de medidas que eviten la producción de polvo, desprendimientos y deslizamientos.

•

Preparación del suelo, mejora del microclima (riego y abonado) y revegetación con especies autóctonas de los sistemas afectados.

•

Adecuado diseño de las estructuras mineras, con esquemas constructivos que aseguren la existencia de los necesarios elementos de drenaje interno y la estabilidad.

•

Desarrollo de buenos estudios y a cargo de profesionales solventes para el análisis del


LABOREO III

emplazamiento de cada estructura. •

Adopción de medidas que eviten la formación de polvo.

•

Establecimiento de sistemas de drenaje generales y particulares

•

Revegetación rápida tras los movimientos finales de tierra en cada zona.

•

Disminución de pendientes y de longitudes de declive en taludes de pistas y escombreras, situándose en los límites inferiores que permitan la correcta explotación.

12. IMPOSICIONES DERIVADAS DEL PROYECTO DE RESTAURACIÓN DEFINITIVA

La gestión moderna de los proyectos mineros establece la incorporación desde el principio de todas las consideraciones derivadas de la necesidad de cerrar la explotación y proceder a su restauración y abandono. Esto ha llevado a permitir tener en cuenta no solamente todas las implicaciones económicas, sino al desarrollo de diseños que faciliten al final la gestión de las actividades de restauración. Las exigencias derivadas del necesario acondicionamiento de los terrenos van desde la reduplicación exacta de las condiciones originales, que es cuando se debe hablar con rigor de restauración, hasta el intento de conseguir un aprovechamiento nuevo y sustancialmente diferente al que correspondía a la situación primitiva, que es lo que se entiende por rehabilitación o recuperación. Modernamente se ha venido implantando en Europa la concepción americana de la “Remediación” o restablecimiento del medio, entendiéndose por tal un paso más avanzado y más complejo a lo que es la propia restauración, pues se trata de dejar el emplazamiento y el espacio afectado por la actividad minera mejor que estaba en términos de actividad biológica. En cualquier caso, independientemente del uso previsto para los terrenos afectados por las labores mineras, la revegetación suele jugar un papel protagonista, ya que posibilita: •

La restauración de la producción biológica del suelo.

•

La reducción y el control de la erosión.

•

La restauración de los terrenos sin consolidar.

•

La protección de los recursos hídricos.

•

La integración paisajística.


Laboreo III

DISEÑO DE EXPLOTACIONES DE ROCA ORNAMENTAL. 4.1 LAS ROCAS ORNAMENTALES. El término “roca ornamental” se define comúnmente como una piedra natural que ha sido seleccionada y sometida a un proceso industrial por el que ha sido

desbastada

o

cortada

a

determinadas formas o tamaños con o sin una o algunas superficies labradas mecánicamente, pulimentadas, etc., para ser utilizadas como materiales nobles de construcción, elementos de ornamentación, escultórico,

arte

funerario

y

objetos

artísticos

y

variados, conservando íntegramente su

composición,

textura

y

características físico – químicas. Esta definición acoge un amplio rango de piedras, desde la más basta hasta la más

procesada.

Sin

embargo,

generalmente se acepta que la definición se refiere a bloques, planchas y materiales pulidos usados principalmente en los edificios, construcción de monumentos y arte funerario. Existen muchos tipos de piedras bajo la denominación común de rocas ornamentales: pizarras,

mármoles,

calizas

y

granitos,

areniscas.

En

cualquier caso, las piedras naturales de

mayor

interés

comercial

y

económico son aquellas que por sus especiales

características

de

vistosidad, físico – mecánicas y aptitud para el pulido, si bien, en el caso de las pizarras se considera su aptitud para el lajado.


Laboreo III

En este sector es necesario tener en cuenta la complejidad derivada de las definiciones comerciales: la definición de cada una de las rocas se complica cuando entra en consideración el sentido o definición comercial, ya que en muchos casos, está muy separada de las definiciones geológicas. Así, en el sentido comercial moderno, el mármol es considerado como una caliza o dolomía que puede ser pulida, más que una roca metamórfica como corresponde a su nombre. De aquí que el mármol pueda ser definido como una roca calcárea recristalizada, la cual es capaz de itir pulimento, incluyéndose rocas tales como travertinos, serpentinitas, calizas, dolomías y ónices. En el mismo sentido, el granito se define como una roca ígnea que puede ser cortada o pulida. Esta definición incluye no solamente a los verdaderos granitos, sino también las granodioritas, anortositas, sienitas, gabros y gneises. Con respecto a las posibilidades de implantación y desarrollo de este tipo de explotaciones, el sector de la Piedra Natural no exige grandes inversiones comparándolo con el de la minería metálica o las industrias transformadoras como la siderurgia, lo cual hace que sea más accesible a pequeños y medianos inversores de todos los países, favoreciendo la existencia de un elevado número de empresas. La piedra natural ha sido usada en la construcción desde la más remota antigüedad, esencialmente debido a su capacidad de aislar, a su durabilidad, practicidad y belleza estética. Hoy día, las rocas ornamentales son usadas esencialmente en los edificios y obras en general, en un orden del 80 por ciento de su producción. El 20 por ciento restante, es consumido por la industria del arte funerario y decoración urbana (industrias, comercios, jardines, paisajes, etc.) y en objetos ornamentales. Principales aplicaciones de las rocas ornamentales Revestimiento de suelo

35,2 %

Uso externo (fachadas)

22,8 %

Peldaños y vestíbulos

7,2 %

Otros trabajos de la construcción

7,2 %

Uso interno (interiores)

5,2 %

Otros productos no homologados

4,2 %

Trabajos especiales

3,5 %

Arte funerario

14,7 %


Laboreo III

Las propiedades físicas de las rocas ornamentales son de gran importancia, pero es su apariencia, belleza y prestigio lo que en primer lugar gobierna en su comercialización. Los principales factores que normalmente influencian el mercado pueden ser agrupados en dos conjuntos, los que afectan al mercado interior y los del mercado exterior o exportación. El mercado interior está influenciado por el clima económico particular, el cual gira alrededor del volumen de la industria de la construcción, muy variable en escaso intervalo de tiempo, fuerza principal del sector de las rocas ornamentales. Otros factores que intervienen en el desarrollo comercial de estas rocas son los avances técnicos en los usos de las piedras y las expectativas de productos acabados de alta calidad. El mercado exterior está afectado por una amplia gama de factores, de entre los cuales, los más importantes son: la política internacional, las condiciones económicas, los precios de la energía y los concernientes al medio ambiente.

En la actualidad, uno de los grandes competidores de este sector se encuentra precisamente en los productos artificiales, sobre todo la cerámica, que aumenta su cota ya mayoritaria en el mercado de la construcción y relega a la Piedra Natural a un plano más secundario, pues las principales ventajas de los productos industriales son las derivadas de


Laboreo III

su uniformidad y la posibilidad de controlar su proceso de fabricación, lo que permite producciones masivas. Sin embargo, existen otros muchos puntos positivos que inciden en el desarrollo y aplicación de las rocas ornamentales en el campo internacional y, entre

ellos, se

encuentran: El redescubrimiento de la piedra natural como elemento esencial en la construcción, con el consiguiente incremento en la demanda. El desarrollo técnico que da lugar a un mayor número de aplicaciones de estas rocas. La ampliación de mercados internacionales, sobre todo en mercados nuevos. 2.

LOCALIZACIÓN DE EMPLAZAMIENTOS. ACTIVIDADES DE EXPLORACIÓN E

INVESTIGACIÓN EN EL SECTOR DE LA ROCA ORNAMENTAL. Cada una de las diferentes etapas que se deben cubrir hasta conseguir un producto acabado, conllevan una serie de técnicas y normativas para llegar a la perfecta comercialización de las rocas ornamentales. Con estas técnicas y especificaciones se pretende dar a conocer la calidad y cantidad del producto esencialmente en los aspectos físicos y mecánicos, aparte de las características estéticas de la piedra que es uno de los primeros y más importantes factores que se consideran.

Canteras de Carrara (Italia)


Laboreo III

EL PROCESO COMPLETO DE LA EXTRACCIÓN DE ROCAS ORNAMENTALES


Laboreo III

En la etapa de localización y determinación del emplazamiento de una cantera, una vez estimada la belleza de la piedra se debe definir el grado de canterabilidad mediante la determinación de un conjunto de factores, unos medibles, otros menos objetivos y parte de ellos muy variables, dependiendo de las condiciones socioeconómicas y ambientales de la región o país en donde se desarrolle el proyecto. Dentro de estos factores y, de forma general, hay que tener en cuenta dos conjuntos de aspectos, geológicos y económicos. Entre los primeros destacan los factores estructurales, de gran importancia ya que condicionan el tamaño de los bloques y deben permitir obtener en la cantera masas importantes susceptibles de ser trabajadas con la mínima pérdida de material y la extensión del yacimiento y sus posibilidades, definiendo su tamaño mínimo. Los aspectos económicos están ligados a la explotación de la cantera y entre los más importantes a tener en cuenta están: La localización, que condiciona los costes de transporte. Las condiciones de y las posibilidades de evacuación de los materiales. Los costes del terreno. Los espesores y la naturaleza del recubrimiento. Las condiciones de extracción del material y del recubrimiento. Las dificultades particulares de elaboración del material y obtención de bloques homogéneos. La disponibilidad de agua, electricidad, etc. La importancia de estos parámetros depende siempre del precio final del producto, influenciado a su vez por la concurrencia de productos similares existentes en el mercado. Asimismo, el nivel de canterabilidad está influenciado por la normativa medioambiental y planes de restauración que imperen en ese momento en cada región o país. Las características estéticas, aspectos de primer orden, son, sin embargo, las más subjetivas y sometidas a las fluctuaciones de la moda, difíciles de prever. La homogeneidad del color, sobre todo en los granitos, es de capital importancia, mientras que en los mármoles los defectos se consideran, a veces, como atractivos para el material.


Laboreo III

Definida la canterabilidad del producto a partir de los aspectos anteriormente mencionados, es necesario determinar su calidad, lo que se realiza a partir de la normativa que surgió al objeto de que las rocas industriales cumplieran un código de normas mínimas de calidad a fin de prestigiar los productos de cara a la comercialización y exportación. Para conocer de forma cuantitativa la calidad de una roca, se la somete a una serie de ensayos que tratan de simular las condiciones límites de esfuerzos y agresiones a que estará expuesta. En España se siguen las normas UNE, pero cada vez que un fabricante desea vender su producto en otro país, tiene que someterlo, conforme a las normas industriales o criterios legales vigentes en el mismo, a un proceso de comprobación y certificación. En líneas generales, las diferentes normas contemplan los siguientes aspectos: Bloques. Tamaño de grano. Absorción de agua y peso específico aparente. Resistencia al desgaste por rozamiento. Heladicidad o resistencia a las heladas. Resistencia a la compresión Resistencia a la flexión. Módulo elástico Reacción al choque o cambio térmico. Resistencia al impacto. Microdureza Knopp. Resistencia a los ácidos. Contenido en carbonatos. Resistencia al SO2. Resistencia a los anclajes. Como complemento a estas características físico – mecánicas de las diferentes variedades, se deben adjuntar los rasgos petrográficos y petrológicos más importantes, especialmente las relativas a: Reconocimiento de visu. Estudio microscópico. Clasificación.


3.

Laboreo III

SELECCIÓN DEL MÉTODO Y SISTEMA DE EXPLOTACIÓN

Una vez investigado un yacimiento de roca ornamental y constatada su viabilidad con la apertura de algún frente piloto y diversos estudios previos, se procede a realizar el proyecto de explotación minera. Este contendrá, al menos, los siguientes capítulos: La evaluación de reservas mineras. La definición de la Geología del yacimiento y sus condicionantes. La selección del método y sistema de explotación. La selección del emplazamiento. El diseño de la cantera. Las reservas explotables con el método y diseño aplicados. La selección y dimensionamiento del parque de maquinaria a emplear. La definición de las necesidades de personal. La planificación de las labores. La definición de las estructuras mineras necesarias. Los condicionantes de finalización del proyecto. Restauración ambiental. El no considerar estos aspectos solo hace que se llegue a una operación minera poco racional, perdiéndose una buena parte de las ventajas técnicas y económicas que un proyecto bien orientado llevan parejas. Cuando se aborda la selección del método, la clasificación tradicional hace que se hable de explotaciones de cantera a cielo abierto y subterráneas: Canteras a cielo abierto: Canteras en foso sobre terrenos llanos •

Canteras en foso y extracción por grúas (grúas tipo Derrick, puente, grúa, etc.).

•

Canteras en foso y rampas de ,

•

Canteras en ladera sobre terrenos en pendiente

•

Canteras de nivelación en terrenos montañosos

Canteras subterráneas


4.

Laboreo III

CANTERAS EN FOSO Y EXTRACCIÓN POR GRÚAS.

Se trata de explotaciones que se van desarrollando en profundidad, descendiendo sistemáticamente

de

cota

y

que

están

totalmente confinadas por taludes laterales verticales o subverticales. No se dispone de ninguna rampa de desde el exterior, por lo que la introducción de maquinaria y materiales necesarios, así como la extracción de

bloques

y

estériles,

se

realiza

exclusivamente mediante el empleo de grúas. El del personal se realiza por medio

de

escalas

ancladas

en

los

resolver

es

paramentos. El

principal

problema

a

garantizar el adecuado drenaje de la explotación. Es un diseño de cantera no tan frecuente en España y sí en otros países como Portugal, Italia, etc. 5

CANTERAS EN FOSO CON RAMPAS DE

Su origen viene de la necesidad de introducir maquinaria móvil en las canteras en foso y la imposibilidad de utilizar grúas para ello, por lo que se optó por la construcción de rampas mediante el empleo de bloques defectuosos y materiales estériles debidamente compactados, para poder conectar entre sí los diferentes niveles de extracción,

conservándose

las

pendientes

adecuadas para la circulación de los vehículos de transporte.


Laboreo III

Esta es la disposición más frecuente para las canteras en foso españolas, además de estar muy extendida en otros países productores de roca ornamental, ya que permite el aprovechamiento de la versatilidad de los equipos de carga sobre neumáticos para manipulación de bloques y de los camiones para el transporte de materiales y equipos. Análogamente al caso anterior, el principal problema a afrontar es el drenaje de la explotación y la evacuación de las aguas de infiltración y pluviales, con el fin de mantener la continuidad de las operaciones en condiciones secas. 6.

CANTERAS EN LADERA O EN TERRENOS CON PENDIENTE Son llevadas en media ladera en aquellas

zonas

de

relieve

importante. Análogamente a como sucede

con

otros

tipos

de

explotaciones también llevadas en ladera, como es el caso de las canteras de áridos, también aquí la extracción comienza por los niveles inferiores en muchos casos, con lo que se va aumentando la altura y el número de bancos del frente de explotación

a

medida

que

la

extracción va progresando. No obstante, también en otros casos se empieza a explotar por los niveles superiores, llevando rápidamente a alcanzar el talud final en los bancos superiores, al tiempo que se inicia la profundización verticalmente mediante el inicio de los bancos inferiores.


Laboreo III

En estas explotaciones, la construcción de las pistas de constituye un capítulo importante y difícil de resolver en muchos casos. Por ello, en algunas zonas donde, existen explotaciones colindantes, se opta por compartir este tipo de infraestructuras entre ellas. 7

CANTERAS DE NIVELACIÓN EN TERRENOS MONTAÑOSOS

Este apartado se refiere a aquellas explotaciones que están emplazadas en lo alto de un cerro o promontorio natural y que van realizando la explotación progresiva de todo el cerro. A la larga, se trata de explotaciones que conducen a la nivelación del terreno original, tanto por la propia extracción como por el relleno de vaguadas con los estériles producidos. 8

CANTERAS SUBTERRÁNEAS

Este tipo de explotaciones, cuya cada vez mayor implantación obedece a razones económicas, medioambientales y climatológicas, utilizan primordialmente el método de explotación de cámaras y pilares, iniciándose las labores a partir de la plaza de cantera exterior, abriéndose una galería en la dirección de explotación. Después, dejando los necesarios pilares de sostenimiento, se abre el hueco inicial y se explota en profundidad con técnicas y herramientas clásicas.


9.

DESCRIPCIÓN

DEL

PROCESO

Laboreo III

GENERAL

DE

EXPLOTACIÓN

EN

LAS

CANTERAS DE ROCA ORNAMENTAL En líneas generales, en cualquier cantera a cielo abierto de roca ornamental, el ciclo comienza con una independización primaria del macizo rocoso en un gran bloque, con forma de paralepípedo y de dimensiones conformes con la tecnología de corte a utilizar, y al que se procede a subdividir durante un conjunto de etapas sucesivas hasta obtener bloques de dimensiones tales que faciliten la labor de los equipos de carga para llegar al escuadrado final y obtención de bloques comerciales y dentro de la gama de tamaños que comercialmente requiere la industria de transformación, que son de los siguientes tamaños: Longitud

De 1,90 m a 3,30 m

Anchura

De 1,00 m a 1,50 m

Altura

De 0,90 m a 1,20 m


Laboreo III

Además de esta secuencia general, tradicionalmente se han dado algunas clasificaciones en función de los tamaños y dimensiones de los bloques primarios: Método de rebanadas verticales: se trata de una técnica de actuación realmente poco extendida y de aplicación exclusivamente cuando el yacimiento presenta dificultades de , pues consiste en la división del yacimiento explotable en rebanadas verticales, de altura similar al espesor de la propia zona a explotar y de varios miles de metros cúbicos de volumen, que se vuelcan sucesivamente con empujadores hidráulicos o con explosivos. Una vez volcados estos inmensos bloque, se procede a dividirlos sucesivamente hasta obtener los bloques comerciales. Para amortiguar la caída, se emplean lechos constituidos con escombros finos y tierras. Métodos de banqueo con bancos altos: se aplican a los yacimientos masivos de granito, mármol y calizas, así como aquellos estratiformes con espesores importantes, tienen alturas que desde los 3 a los 15 m y pretenden mejorar los rendimientos de las técnicas de corte y, al mismo tiempo, reducir las labores


Laboreo III

preparatorias del bloque primario y aumentar al máximo el aprovechamiento de la roca. Fundamentalmente en el sector del mármol y según sean las delimitaciones de las bancadas, se distinguen tres tipos de bancadas: Bancada clásica: tiene una altura y una longitud del orden de una decena de metros y un espesor que varía entre 1,2 y 3 m. Gran bloque, que tiene las tres dimensiones del mismo orden de magnitud y que van desde los 3,5 - 4m hasta los 6 – 8 m, aunque siempre con la altura ligeramente superior a la anchura. Bancada larga: se adopta habitualmente en yacimientos sedimentarios poco fracturados y con espesores medios


Laboreo III

Métodos de banqueo con bancos bajos: son métodos empleados en yacimientos masivos muy homogéneos y poco fracturados, donde la altura de los bancos se hace igual a la altura de los bloques comerciales, pues estos se configuran directamente sobre el propio

macizo

que

se

explota.

Estos

métodos son más versátiles que los de bancos altos, pues la dirección de los cortes puede cambiarse fácilmente en un mismo banco para adaptarse a las características de calidad y fracturación de cada sector y alcanzar el máximo aprovechamiento, son mucho más seguras al ser los frentes mucho más estables, la roca está menos dañada, son más fáciles de inspeccionar y, en caso de caídas de material o de personal, está tiene lugar desde alturas reducidas.


10.

Laboreo III

DESCRIPCIÓN GENERAL DE LAS TÉCNICAS Y MAQUINARIA EMPLEADAS EN

EL SECTOR DE LA ROCA ORNAMENTAL Las

diferentes

ornamentales individualizada

técnicas raramente dentro

de

de se

arranque emplean

una

de de

explotación,

rocas manera siendo

habitual la coexistencia de al menos dos de ellas. 10.1

MÉTODO FINLANDÉS

La expresión “método finlandés” define, por sí misma, todo un sistema dentro de la industria de rocas ornamentales. Surgió por la necesidad que tenían los explotadores de canteras finlandeses de incrementar de forma económica y eficaz su capacidad de extracción de bloques para competir en los mercados internacionales

Dispositivo para alineación precisa de barrenos en perforación primaria. (Cortesía Tamrock)

(Finlandia es el mayor exportador mundial de granito). Uno de los elementos que más ha contribuido al desarrollo del método finlandés fue la aplicación de la energía hidráulica a la perforación en todas las fases de la extracción, sustituyendo los antiguos sistemas neumáticos de

utilización

manual

por

otros

completamente

mecanizados que permitían la racionalización del proceso. La explotación se basa en la extracción de grandes bloques cúbicos sin dañar el material que lo rodea, lo que requiere una gran cantidad de perforación y, en

Perforación de los barrenos de levante. (Cortesía Tamrock)

consecuencia, que la selección del equipo correcto se lleve a cabo de manera a garantizar el menor coste posible por metro perforado, disponer de la capacidad de perforación precisa en todas las operaciones y alta seguridad en el trabajo. En el trabajo en cantera, la perforación puede dividirse en tres fases: Perforación primaria, destinada a configurar y liberar un gran bloque de entre 100 y 4.000 m3 mediante la

Dispositivo para alineación precisa de barrenos horizontales de levante. (Cortesía Tamrock)


Laboreo III

realización de cortes verticales paralelos en todo el perímetro del bloque y horizontales en la base del bloque, preservando de cualquier daño tanto al bloque como al macizo rocoso remanente. Perforación secundaria, destinada a la subdivisión del bloque inicialmente perforado, lo que normalmente se realiza en dos fases. En una primera se obtiene un bloque de unos 30 m3 que, a su vez, es subdividido en otros más pequeños de entre 5 y 10 m3, en función dela capacidad de carga disponible.

Perforación secundaria. (Cortesía Tamrock)

Recuadre o escuadrado final del bloque para su envío a la planta de estación de corte y pulido. Este escuadrado se obtiene mediante perforación y acuñado (empleo de cuñas) y sin utilización alguna de explosivo. Las características de esta fase son: - Poca profundidad de los barrenos (0,5 a 1,5 m). - Es necesaria una gran capacidad de perforación. - Pequeño diámetro de los taladros. - Gran precisión en el alineamiento de los barrenos.

(Cortesía Tamrock)


Laboreo III

En el Método Finlandés, el éxito de la voladura de corte depende enteramente de la malla de perforación y de la precisión en la ejecución de los barrenos (mantenimiento de una buena alineación de los barrenos y su perforación con pequeño diámetro) así como de la disponibilidad de una gran capacidad de perforación. Hay, algunas otras consideraciones adicionales

que

resultan

fundamentales. En este sentido, en la perforación

de

la

hilada

vertical

resulta fundamental no perforar por debajo

de

la

fila

horizontal

de

barrenos, por lo que la perforación vertical debe detenerse alrededor de 20 cm por encima del plano de los barrenos horizontales. La sobreperforación en los barrenos verticales o su desalineamiento causa un efecto de trituración en la roca sólida de varios metros de profundidad y en la perforación de bloques con tres o más caras perforadas, los ángulos deben ser mayores de 90° (ángulos demasiado agudos pueden ocasionar que el bloque se atranque y dañe, al salir, los bloques circundantes). Generalmente, los barrenos son totalmente horizontales, mientras que

los

verticales

quedan

inclinados de 3 a 5° hacia atrás, aunque cuando se hace uso de una fisura natural en un plano horizontal, los barrenos verticales deben ser perforados totalmente a plomada.


Laboreo III

En general, el diámetro de barreno más interesante para la perforación primaria es 32 mm, tanto para los barrenos verticales

como

los

horizontales,

reduciéndose sensiblemente para las siguientes fases. El espaciamiento de los barrenos en las hiladas

verticales

debe

estar

comprendido entre 20 y 50 cm, aunque estos valores sólo sean utilizables como referencia

y

deban

determinarse

empíricamente, puesto que el valor máximo depende de dos factores: Diámetro del barreno. Resistencia a la fragmentación de la roca. Usualmente este parámetro suele estar comprendido entre 10 y 15 veces el valor del diámetro del barreno, aunque para ciertas rocas pueda llegar hasta 20 veces. La única forma de determinar el valor máximo del espaciamiento es perforar una serie de barrenos en cada dirección, dándoles espaciamientos comprendidos entre 10 y 20 veces el valor del diámetro del barreno. Posteriormente se carga el explosivo, ligeramente en exceso, y el espaciamiento óptimo será el máximo con el que la roca rasga bien. Este valor se reducirá ligeramente para asegurar que el corte de la roca sea limpio. En la perforación primaria, cuando lo que se necesita es una larga fila de barrenos rectos y paralelos, se plantean grandes exigencias frente al equipo empleado y frente al operador, pues la precisión es lo más importante para reducir la cantidad de roca inutilizable. La exactitud reduce la necesidad de perforación en la fase de recuadramiento. La voladura de liberación del bloque consiste en dirigir el efecto de la detonación de un barreno al siguiente, pero si estos están desalineados, dicho efecto se distribuye entre la roca circundante, ocasionando una amplia zona de roca destrozada. Finalmente, en el trabajo en cantera, es necesario considerar que el porcentaje de perforación primaria es de un 20 a un 45 %.


Laboreo III

Con respecto a las necesidades de explosivo, en la primera etapa se emplean entre 60 y 150 g/m3. Los barrenos verticales de fondo y los horizontales de levante se vuelan simultáneamente. Sin embargo, en la etapa secundaria se suelen utilizar entre 30 y 80 g/ m3. 10.2

CORTE CON HILO DIAMANTADO

Desarrollada en la década de los años 70, esta técnica fue introducida comercialmente en las canteras de mármol de Carrara hacia el año 1978, sustituyendo totalmente a partir de entonces a la de corte con hilo helicoidal. Más aún, el desarrollo alcanzado en estos últimos años, tanto en hilos diamantados como en máquinas motrices, ha permitido la introducción de esta técnica de corte en el campo de las rocas duras y abrasivas como por ejemplos los granitos, consiguiéndose elevados rendimientos. Los

equipos

de

accionamiento

utilizados actualmente son eléctricos y tienen

un

altísimo

grado

de

automatismo. Están constituidos por un bastidor que soporta tanto el grupo motriz principal como el auxiliar para el desplazamiento a lo largo del carril. El desplazamiento se efectúa gracias a un sistema de piñón - cremallera que permite incluso trabajar en bancos inclinados.

Es posible girar la polea motriz hasta 360° para efectuar dos cortes paralelos desde un mismo emplazamiento. Pueden ejecutar cortes horizontales muy próximos al nivel de la plataforma de apoyo (± 5 cm) y trabajar en superficies con una inclinación máxima del 20 %. El útil de corte empleado en esta técnica es el hilo diamantado, que está constituido por un cable trenzado de hilos de acero de 5 mm de diámetro, sobre el cual están insertados varios anillos diamantados (“perlinas”), con un diámetro de 10 u 11 mm, que pueden fabricarse, en función De sus características, aplicaciones y resistencia, por dos sistemas distintos:


Laboreo III

Por electrodeposición. Son las más económicas y están hechas de un soporte anular de acero sobre el que los granos de diamante se depositan por electrólisis. Estas perlinas son adecuadas para corte de rocas blandas así como para cortes pequeños y el escuadrado de bloques, donde los radios de curvatura son pequeños. Por sinterización o concreción. Están concebidas para cualquier tipo de roca, incluidas las más duras y abrasivas, así como para mejorar la vida útil de los hilos.


DISTINTAS SECUENCIAS Y EJECUCIONES DE CORTES DENTRO DEL CICLO DE OPERACIÓN DE LA CANTERA

Laboreo III


10.3

Laboreo III

ROZADORAS DE BRAZO

Esta técnica, que procede de la minería del carbón y de las sales potásicas, se ha extendido ampliamente al sector de las rocas ornamentales como consecuencia de los avances logrados en las herramientas de corte (carburo de tungsteno y diamantadas). Se distinguen los equipos para explotaciones

a

cielo

abierto

(montadas sobre carriles) de los equipos para explotaciones de interior (en columnas), aunque actualmente se asiste a un gran desarrollo de unidades híbridas, montadas orugas,

sobre que

carros

ofrecen

de

amplias

prestaciones. Son equipos que permiten obtener, desde el principio y en la propia cantera, de bloques con las dimensiones finales, sin necesidad de escuadrado y eliminando sucesivas etapas de subdivisión que exigen otras técnicas de extracción. Los equipos tienen elevados rendimientos de corte, pero los útiles de carburo de tungsteno tienen vidas cortas y precisan afilados cada cierto tiempo. Los parámetros que condicionan el empleo de estas máquinas son

la

abrasividad

y

la

resistencia a compresión de las rocas,

como

valores

de

referencia se encuentran un 2% en sílice y una resistencia a compresión simple de 150 MPa.


10.4

Laboreo III

CORTE CON DISCO

Esta técnica también permite obtener bloques desde el principio y sin recurrir a sucesivas etapas de división, ya que se obtiene

una

excelente

calidad

de

acabado de los bloques, sin necesidad de escuadrados finales. Sin embargo, sus

limitaciones

de

aplicación

se

encuentran en la escasa profundidad de corte, comprendida entre los 40 y 60 cm. La limitación dimensional de los bloques los lleva a aplicaciones comerciales muy concretas. El

equipo

consiste

básicamente

en

unos

discos

cortadores diamantados (cuando se trata de mármoles o calizas) o de metal duro (cuando se trata de rocas blandas) montados sobre un carretón móvil desplazable sobre carriles, o un brazo articulado como el de un retroexcavadora hidráulica. Actualmente también hay equipos autoportantes montados sobre orugas.


Laboreo III

Se utilizan mayoritariamente en canteras de pizarra para la extracción de los rachones, configurando con cortes de escasa profundidad las caras laterales de los mismos. Se auxilian de un martillo hidráulico con cincel o de varias cuñas hidráulicas para el desprendimiento total. En las canteras donde se utilizan equipos sobre carriles, los bancos son bajos y se debe disponer de amplias plataformas, de tal manera que en cada posición los carriles permitan la ejecución de un corte de gran longitud y obtener así elevados rendimientos. 10.5

CORTE CON CHORRO DE AGUA

Esta técnica se basa en la disgregación de las rocas bajo la acción de un chorro de agua de alta velocidad, impulsada por una bomba de alta presión. La erosión que provoca el chorro está relacionada fundamentalmente con las microdiscontinuidades de la roca. El rendimiento de corte depende, en general, de los siguientes factores: La porosidad (una de las propiedades con mayor influencia). El tamaño de grano de los minerales constituyentes. La composición mineralógica El grado de meteorización. El comportamiento elástico. Los equipos consisten en una central hidráulica accionada por un motor eléctrico y acoplada a una bomba hidráulica de alta presión constituida a su vez por un pistón de doble efecto y movimiento alternativo (60 - 80 ciclos /min). A ello hay que añadir tuberías y mangueras de conexión, la lanza con su boquilla, el sistema de traslación, el de control, la planta de clarificación y recirculación del agua y otros elementos auxiliares. La rotura de la roca tiene lugar por el choque del chorro de agua y por las microfisuras que crea. Para una velocidad de 300 m/s se consigue una presión de 150 MPa y para una velocidad de 500 m/s se consigue una presión de 300 MPa. Para la extracción de bloques de cantera se han de realizar cortes de varios metros de profundidad con una lanza, manteniendo las boquillas a pocos centímetros de la roca. Los útiles de corte se diseñan con cabezas que producen uno o dos chorros divergentes, animados de un movimiento de rotación o de oscilación para que los surcos creados se crucen y disgreguen la roca.


Laboreo III

La lanza puede moverse conjuntamente con el equipo o de forma independiente si el equipo no es móvil Esta técnica, sola o en combinación con el hilo diamantado, es potencialmente competitiva con los métodos tradicionales siempre que el valor de la roca o el gasto que supone el estéril del recubrimiento del yacimiento, o ambos, sean suficientemente altos. En canteras con bancos bajos, puede sustituir ventajosamente a las técnicas de perforación, mientras que en canteras con bancos altos, dan lugar a una menor rugosidad de la superficie de corte y una mayor precisión que los métodos tradicionales, generando menos estériles. Asimismo, también dan lugar a menores niveles de emisión de ruido y polvo, ausencia de vibraciones y condiciones de trabajo cómodas y seguras y a una mayor calidad general de los bloques obtenidos, reduciéndose significativamente la necesidad de operaciones posteriores. 11.

CRITERIOS DE DISEÑO DE CANTERAS

Como en cualquier otra explotación minera, para el diseño de una cantera es necesario partir de la adecuada, correcta y suficiente investigación geológica – minera que permita la definición del modelo del yacimiento con todas sus características geológicas, estructurales, cualitativas, mineras, etc., que permitirán el estudio y establecimiento de la geometría del hueco final de la explotación y su estudio de optimización. De esta manera se podrá establecer la planificación de las labores, el control y la previsión de la calidad de las rocas y, en definitiva, la rentabilidad final de la operación. La etapa de ingeniería de una cantera de roca ornamental debe, inexcusablemente, tener en cuenta los siguientes condicionantes: Condicionantes de calidad y vistosidad de la roca a explotar. Condicionantes geométricos, que serán función de la estructura y morfología del yacimiento, la pendiente del terreno, los límites de propiedad, etc. Condicionantes geotécnicos, que establecerán las condiciones de estabilidad de los taludes a lo largo de la vida operativa de la cantera y posteriormente en la restauración final.


Laboreo III

Condicionantes operativos, derivados de las dimensiones y geometrías mínimas necesarias para que la maquinaria empleada trabaje de alta eficiencia y seguridad operativas. Condicionantes medioambientales, que permitan garantizar una afección relativamente baja al entorno de la explotación. Se trata también de garantizar la sostenibilidad de la operación como garantía de la viabilidad de su desarrollo. Por tanto, el problema de diseño de una cantera de roca ornamental es idéntico al problema de diseño de cualquier explotación minera moderna, aunque bien es cierto que es necesario introducir las necesarias particularidades derivadas del tipo de material que se extrae y de las técnicas que se emplean en el proceso extractivo y que, en definitiva, introducen una serie de condicionantes adicionales pero también de ventajas con respecto a otros tipos de explotaciones. Conforme la tecnología de extracción ha ido avanzando, se han ido también adoptando diferentes métodos, sistemas y técnicas que, al mismo tiempo, también aprovechaban las características intrínsecas de las rocas con el fin de mejorar el rendimiento de su extracción. El grado de fracturación de la roca y su distribución a pequeña y a gran escala dentro de la formación, son factores que condicionan tanto la elección del método como la tecnología de arranque. Por ello, las técnicas e incluso los métodos varían de un yacimiento a otro, como varían los tamaños de los bloque extraídos y las fases de trabajo de una cantera a otra. Generalmente el sentido de avance de la extracción es de arriba hacia abajo, de igual manera a como operan un gran número de canteras actualmente. Sin embargo, existen explotaciones en las cuales los avances pueden ser distintos en función de la morfología del yacimiento y del relieve del terreno. Por ello, hay explotaciones donde el avance puede ser lateral, aumentando el número de bancos conforme la topografía del terreno se eleva. Otro aspecto al que en ocasiones se presta poca atención hasta que la explotación se encuentra en marcha, lo que da lugar a importantes errores, es la no consideración de la diferencia existente entre los yacimientos masivos (rocas ígneas, metamórficas, calizas, etc.), y los estratificados (pizarras, rocas calizas con diferentes grados de cristalización, travertinos, etc.).


LABOREO III

BLOQUE 4 SELECCIÓN DE LA MAQUINARIA Y LOS PROCESOS.

Profesores: D. Fernando Plá Ortiz de Urbina D. Juan Herrera Herbert D. Víctor Manuel López Aburto


Laboreo III

SELECCIÓN DE LA MAQUINARIA Y LOS PROCESOS. 4.1. LA OPERACIÓN DE LAS MINAS A CIELO ABIERTO.

En la década de los sesenta dio inicio la espectacular expansión de la minería a cielo abierto, debido al importante desarrollo tecnológico que sucedió con la aparición de los equipos de perforación, de carga, de transporte, de los nuevos explosivos y de los equipos auxiliares y en especial de las innovaciones en el estudio y definición de las materias primas de origen mineral. Debido a ello, se comenzaron a planificar y controlar las operaciones mineras mediante el empleo de ordenadores, dando como resultado una operación más técnica y eficiente, pero al mismo tiempo más sofisticada, con unos controles más estrictos y con una mayor cantidad de insumos consumibles. El cobre fue el primer material utilizado por el hombre para sustituir los utensilios de piedra hace ya más de 10,000 años, y también en el cobre se produjo el comienzo del empleo de los métodos más modernos de minería tanto a cielo abierto como de interior, haciendo de las explotaciones mineras a cielo abierto, el método principal para la extracción de los materiales de construcción de los energéticos y cualquiera de los minerales de todas las culturas mineras. Con la aparición de las máquinas de vapor, en el siglo XIX, se dio comienzo a la mecanización de las operaciones mineras en la superficie (excavadoras y perforadoras de vapor en 1867, tractor de orugas en 1904, tractor de neumáticos en 1938, palas cargadoras sobre orugas y neumáticos en 1960, dragas en Holanda para construir su propio país, etc.) y con la electricidad desde finales de dicho siglo pudo lograrse un espectacular avance en el control y seguridad de las operaciones mineras en cualquiera de sus métodos. En los años cincuenta del siglo XX empiezan a aparecer en el mercado las nuevas perforadoras eléctricas de gran diámetro, los equipos de carga con una mayor capacidad, los volquetes mineros fuera de carretera de más de 15 toneladas, etc. El nitrato de amonio con gas-oil (Anfo) usado como agente explosivo, por su coste y gran seguridad de manejo, empieza a competir con los explosivos de alta intensidad elaborados en fábricas, con lo que el desarrollo de la minería a cielo abierto se aceleró espectacularmente con unas producciones cada vez mayores; por ejemplo, en los Estados Unidos tan solo el porcentaje del carbón explotado a cielo abierto en 1914 era inferior al 1%, para en 1969 subir al 20%, en 1977 se incrementó hasta el 60%, llegando en los años 90 a superar el 80%. Actualmente, como queda demostrado en la estadística del primer bloque, la minería a cielo abierto supone un 71 % para el conjunto de las extracciones de minerales a comienzos del siglo XXI, mientras que los métodos de interior tan solo de aplican un 7%


Laboreo III

para los minerales de alta ley o de alta cotización como las piedras o los metales preciosos.

DIAGRAMA DE ENTRADAS Y SALIDAS DE UNA MINA A CIELO ABIERTO.

VOLQUETES MINEROS DE 240 TONELADAS


Laboreo III

Para el diseño y la selección de los equipos mineros que se pueden emplear en la minería a cielo abierto se deben tener en consideración los siguientes aspectos generales: Valor y tamaño del cuerpo mineral. Se puede decir que una mina nace cuando se comprueba que los minerales contenidos en un depósito existen en una cantidad y una calidad suficientes para justificar de manera razonable su explotación comercial. En esta etapa, el trabajo de los responsables del proyecto consiste en estimar la vida productiva de la mina, el ritmo de la operación, el método de extracción y la selección del equipo que se empleará.. Método de explotación. Usualmente, los depósitos grandes, con leyes bajas y recubiertos por un estéril de poco espesor, esto es a poca profundidad, son una invitación para que sean explotados por métodos a cielo abierto. Las características geológico-estructurales, la génesis, la morfología, la posición del cuerpo en relación con la topografía circundante y el ratio de desmonte existente entre el material estéril y el mineral, son los factores determinantes en la selección del método de explotación a cielo abierto y de sus variantes (cantera, corta, ladera, lixiviación, etc.) Cuanto mayor es el yacimiento más probable es la utilización del método de cielo abierto y también cuanto más próximo esté a la superficie, sin tener la misma importancia que anteriormente la ley del mineral que deberá ser mejorada en la necesaria y obligada planta de tratamiento posterior. Plantas para el tratamiento de los minerales. Debido a los altos costos de operación y capital que supone el transporte vertical es conveniente instalar la trituradora primaria, acorde con el tamaño de los equipos de carga y transporte, dentro del área del hueco para los minerales que siempre serán objeto de una fragmentación para su posterior tratamiento mineralúrgico. La ubicación de la machacadora primaria y de la planta de tratamiento mineralúrgico debe asegurar las mínimas distancias de transporte y una buena accesibilidad, además de una localización estratégica lo suficientemente retirada de los límites finales del hueco y de las reservas potenciales, como para evitar la posibilidad de un cambio prematuro de la localización de las instalaciones. Pendiente de los caminos de transporte. Las modernas unidades de transporte, sean volquetes, ferrocarriles, cintas o tuberías, están diseñadas y construidas para el manejo de grandes

tonelajes,

asegurando

también

la

disponibilidad

con

unos

motores

lo

suficientemente potentes y capaces de vencer en forma rápida pendientes muy pronunciadas. Las pendientes de las pistas de transporte suelen variar en rangos que van desde 1% hasta 15%; con pendientes mayores, la relación entre la capacidad de carga del


Laboreo III

vehículo y el peso - potencia de la máquina, debe ser cuidadosamente analizada con objeto de prevenir y evitar en su caso, unos desgastes prematuros en los componentes físicos y mecánicos del vehículo. También se debe tomar en cuenta que una resistencia a la rodadura de 10 Kg. por tonelada es equivalente a una pendiente del 1%. Lo anterior ha obligado a muchas compañías a estandarizar la pendiente de sus caminos de transporte con una aproximación al 8%, aunque no siempre se ha logrado debido a las condiciones intrínsecas de la operación. La pendiente menos mala viene muy especialmente señalada por el precio de la unidad de la energía utilizada. Flexibilidad del equipo. En una mina a cielo abierto de grandes dimensiones, es normal tener en operación unas unidades grandes destinadas exclusivamente a los trabajos de desmonte y otras máquinas más pequeñas trabajando en labores de extracción de mineral, ya que en el primer caso lo importante es sacar el estéril al menor coste posible, mientras que para el movimiento del mineral lo importantes es evitar la dilución mejorando la selectividad. Las unidades destinadas al desmonte, normalmente son grandes excavadoras con capacidades que van de 8 a 50 m3, que se encuentran cargando flotas de volquetes de 60 a 350 toneladas de capacidad, en tanto que la carga y el transporte del mineral se selecciona asignando unos equipos menores (excavadoras o palas de 5 a 20 m3 y volquetes de 30 a 100 toneladas). Personal. La necesidad de utilización del menor y mejor número de obreros es un principio básico, ya que cada día es más difícil encontrar y mantener un personal altamente cualificado, lo que ha llevado al lema de utilizar el mayor tamaño posible de la maquinaria, “Think Bigger” y a la formación más completa y permanente del personal. Un operador de volquetes entrenado adecuadamente en todos los aspectos de cuidado y mantenimiento de su vehículo, podrá reducir los costos de operación y minimizar los tiempos muertos por averías mayores. Un ejemplo relacionado con lo anterior, será el cuidado y conservación de las neumáticos, factor que por sí sólo puede lograr unos substanciales ahorros, mediante la buena formación de los operadores. Repuestos y servicios postventa. Uno de los factores más importantes a considerar cuando se selecciona un nuevo equipo, es la disponibilidad de unos repuestos, servicios y un asesoramiento técnico que debe proporcionar el fabricante a través de sus distribuidores. Los pesados equipos empleados en la minería, deben estar fuertemente apoyados por una eficiente organización de servicios y repuestos, montados con alta garantía después de la operación de venta. Por experiencia, ha quedado ampliamente demostrado que la mayoría de los fabricantes proporcionan buenos equipos, pero la verdadera calidad comercial de una


Laboreo III

marca en particular, compitiendo con otra de las mismas características, usualmente se debe a la habilidad y sagacidad del vendedor para colocar su producto en el mercado, por lo que actualmente y principalmente se obtiene la venta sobre la base de proporcionar un buen servicio de apoyo post-venta, condición que se torna como requisito fundamental para seleccionar y adquirir un nuevo equipo. Por su parte, la compañía minera debe mantener en sus propios almacenes un inventario de repuestos y piezas de consumo de uso común o de mayor desgaste para todos los equipos. No será necesario mantener todos los repuestos mayores o de más alto costo en el almacén, si el proveedor o fabricante se localiza cercano a la mina o si éste es capaz de surtir los repuestos solicitadas en un tiempo razonablemente corto. Cuando la operación se localice, como cada día es más normal, en lugares remotos, resulta esencial para el proveedor llevar y asegurar los repuestos de mayor demanda a un almacén más cercano o disponer de una logística que asegure el suministro en el menor tiempo posible.

VISTA AEREA DE LAS CORTAS DE LA CUENCA DE RIOTINTO


Laboreo III

4.2. LA MAQUINARIA DE ARRANQUE. LA PERFORACIÓN Y LA VOLADURA DE ROCAS DURAS. 4.2.1 LA PERFORACIÓN. Cuando el hombre tuvo la imperiosa

necesidad

de

perforar unos barrenos en las rocas, los comenzó a hacer manualmente y por medio

de

percusión,

golpeando y girando una barra aguzada de hierro. No fue sino hasta el siglo XIX cuando

se

perforación utilizando

inició

la

mecanizada máquinas

de

percusión impulsadas por vapor, para depuse ser sustituida como energía primaria por el motor Diesel y la electricidad. EQUIPO DE PERFORACIÓN PARA LAS MINAS A CIELO ABIERTO. Las perforadoras que tuvieron un uso más común en las minas a cielo abierto de principios del siglo XX, fueron principalmente las manuales, cuyo tamaño peso y características dependían de las necesidades de cada mina. Posteriormente, tras la segunda guerra mundial, aparecieron en el mercado las primeras perforadoras de percusión y rotación montadas sobre carros, para su uso en la minería. La perforación de los barrenos, constituye la primera fase de cualquier explotación minera en donde se requiera el uso de explosivos. Las máquinas perforadoras más usadas en la actualidad, en las operaciones a cielo abierto, son las de percusión y las exclusivamente rotativas. La penetración se logra por la fragmentación de la roca dentro del barreno y la consecuente expulsión de los detritos o fragmentos producidos durante el avance. Los elementos que determinan el funcionamiento de un equipo de perforación son: •

Máquina perforadora.

•

Barras ó tubos.

•

Bocas (elemento cortante)

•

Fluido de circulación.

•

Diámetro del barreno.


Laboreo III

Para realizar un verdadero diseño de ingeniería en la perforación de las rocas y por lo tanto una adecuada selección del sistema de perforación, se requiere tener en cuenta los factores que más afectan a esta operación, algunos de los cuales son: • Localización geográfica. • Condiciones climáticas imperantes en la zona. • Escala de las operaciones. • Disponibilidad de agua, mano de obra y energía. • Geología del depósito • Propiedades físicas del mineral y roca encajante. • Condiciones de operación del equipo de perforación. • Capacidad de los equipos de carga y transporte. • Altura de bancos, espaciamiento de los barrenos. • Tamaño de fragmentación y proyección de rocas durante las voladuras. • Capacidad y tamaño de alimentación de la trituradora primaria. • Disponibilidad de explosivos en el mercado. • Parámetros de funcionamiento de los equipos y costes de operación (Bocas, barras, energía y amortización de los equipos) • Costes de mantenimiento (repuestos, mano de obra en mantenimiento, disponibilidad de equipo, etc.). • Supervisión de la operación y del mantenimiento. Con base en los parámetros anteriores, se debe seleccionar el sistema de perforación que cumpla con la mayoría de los requerimientos y que al mismo tiempo, el coste global de la operación sea el más bajo. A la fecha, el desarrollo tecnológico ha avanzado a pasos agigantados, por lo que hoy en día, las máquinas perforadoras se pueden clasificar como se indica en el cuadro adjunto. Selección del sistema de perforación.


Laboreo III

Perforadora tipo manual (Jackhammer ) Máquina perforadora de roca con un motor neumático sin apoyo y sin estructura de soporte, sostenida por el operario, por lo que su empleo es manual y que perfora normalmente en sentido vertical descendente. Las barras que utilizan este tipo de equipos son hexagonales, de 19 a 25.4 mm (3/4” a 1”) de diámetro, con unas bocas que van de 25.4 a 44.4mm (1” a 1¾”). La energía que se emplea para su funcionamiento, es el aire comprimido, bien a través de una red de tuberías y mangueras o de un compresor pequeño y próximo. El uso que hoy en día proporcionan estas máquinas, es para la perforación de las rocas en las voladuras secundarias (taqueo) y en las operaciones a pequeña escala como ciertas canteras de rocas y especialmente en la perforación de mayor precisión con una menor malla en el troceo de las rocas ornamentales. Perforadora tipo Track Drill (montada sobre orugas). En estos equipos, la máquina perforadora está montada sobre un mástil y todo ello sobre un chasis con un tren de orugas. Es autopropulsada y puede emplear su propia fuente de energía (compresor) Las barras son de sección hexagonal de 38.1 mm (1½”) de diámetro y el elemento cortante o boca, es de 51 a 89 mm (2” a 3½”) de diámetro. Se emplea en las operaciones de voladuras primarias para minas de pequeña escala como las canteras y en las perforaciones secundarias o de taqueo en las grandes minas. Se

caracterizan

velocidad

de

por

su

penetración

alta en

barrenos cortos y por su alto consumo de aire comprimido. La pluma

ite

movimientos

unos verticales

amplios (con


Laboreo III

respecto al plano horizontal) con objeto de poder efectuar barrenos con inclinaciones de hasta 45o. Perforadora tipo Down-Hole (con martillo en el fondo) La perforadora se localiza y se desplaza sobre el mástil principal y el chasis puede ir montado sobre orugas ó sobre trineo. Estructuralmente es similar a la perforadora anterior, salvo que el martillo percutivo va, dentro del barreno, justamente sobre la boca y tras los tubos que llevan el aire hasta el fondo. Las barras son tubos de sección circular con diámetro de 63.5 a 102 mm (2½” a 4”) para bocas o elementos cortantes entre 76.2 a 152.4 mm (3 a 6”) Se caracterizan por un menor consumo de aire, en comparación con el vagón perforador y consiguen una velocidad de penetración más constante. Pueden trabajar con una mayor presión de aire comprimido hasta 250 psi.(18 Kg./cm2), lo cual permite obtener todavía unas mayores velocidades de penetración. Perforadora tipo Wagon Drill La maquina va montada sobre neumáticos (con martillo en el fondo ó con máquina sobre la perforadora). Esta máquina de perforación es una unidad modular, autopropulsada. En el mismo chasis está montado el motor, el compresor y la perforadora. Usa una tubería de sección circular de 127 a 197 mm (5” a 7¾”) de diámetro con unas bocas entre 178 a 229 mm (7” a 9”) de diámetro. Se

caracterizan

por

una

alta

productividad y porque pueden usar tubos de hasta de 9,144 m (30’) de longitud, dependiendo de la altura del mástil. Se usan para perforar bancos de 15 m de altura ó más. Los modelos recientes se están equipando con perforadoras con accionamientos hidráulicos. Todas las máquinas mencionadas, se fabrican en muy diversos modelos que varían en peso, potencia, presión de trabajo, consumo de aire comprimido, etc. dependiendo del trabajo a


Laboreo III

que se les destine. Las marcas comerciales acreditadas en el mercado, son numerosas y los volúmenes de ventas que algunas de ellas alcanzan a tener en ciertas épocas, se debe a la introducción de innovaciones mecánicas o de eficiencia, ya que en principio, todas las máquinas y sus mecanismos de operación son muy parecidos en la mayoría de las marcas Las máquinas de percusión - rotación usan bocas con insertos de carburo de tungsteno tipo cruz para rocas de dureza media a alta y bocas de tipo botones para dureza alta. 4.2.2 PERFORADORAS ROTATIVAS.

La perforación rotativa ha tenido el mayor auge en la minería a cielo abierto, principalmente en las minas con unos ritmos de producción mayores de las 20 000 toneladas por día. Su empleo en minas altamente productivas, es cada vez más generalizado. La penetración en las perforadoras rotativas se consigue por la acción conjunta de ripar, surcar,

astillar,

desmenuzar

(o

alguna

combinación de éstas) la roca y la expulsión de los detritos producidos; esto es una combinación de empuje y par de rotación para trabajar por impacto y cizalladura. El empuje aplicado a la boca a través de la tubería y de presión adicional, debe ser lo suficientemente poderoso como para que los dientes o insertos de la broca sobrepasen la resistencia a la compresión de la roca. Aunque algunas perforadoras rotativas vienen montadas sobre neumáticos en camiones para obras civiles o canteras, generalmente las mineras son montadas sobre chasis con orugas planas, dependiendo del uso y terrenos a los que se les vaya a destinar. El tipo de barreno más usado en las operaciones a cielo abierto es el vertical,


Laboreo III

aunque existe una tendencia a perforar con inclinaciones que van de 60° a 70° con la sana intención de que los barrenos sean paralelos a la cara del banco, logrando con ello que el “Back break” o “resquebrajamiento” de la última línea sea menor y más amortiguado, para evitar unos daños severos en la nueva cara libre.

Las máquinas rotativas se componen de un cuerpo estructural, convertidor de corriente alterna a continua, generador, motor principal, compresor, motores hidráulicos, motor del cabezal, motor de propulsión, equipo de empuje e izado y gatos niveladores.

Estructura de una perforadora rotativa Bucyrus


Laboreo III

4.2.3. TIPOS DE BROCAS.

Las bocas más utilizadas en la perforación rotativa son del tipo “triconos” (tres conos con “botones” de carburo de tungsteno o simplemente de acero para rocas menos duras). Los fabricantes de bocas tienen una amplia gama de modelos para cada tipo de material a perforar, los cuales varían en diseño para rocas que van desde materiales suaves hasta materiales extremadamente duros, como sigue: • Tipo S.

Formaciones suaves (lutitas, arenas sin consolidar y limo).

• Tipo M.

Formaciones medias (caliza dura, pizarra silícea, dolomía y monzonita

suave) • Tipo MH. Formaciones medio-duras (dolomías, lutita-areniscas, areniscas y granitos) • Tipo H.

Formaciones duras (chert, granito, basalto y formaciones de cuarcitas).

• Tipo HH.

Formaciones muy duras (cuarcita, arenisca cuarcita y taconita).

La boca es la herramienta de corte y representa el coste más elevado en la perforación, por lo que se debe ser muy cuidadoso en la selección, buscando siempre mejorar los costes, por ejemplo: Una boca que proporcione unos rendimientos excelentes en taconita, roca extremadamente dura, no necesariamente da los mismos resultados en una roca de dureza media a dura, presentando la desventaja de que es más cara y de que la penetración disminuye por la forma y tipo de inserto con que fue fabricada. Las bocas para las máquinas rotativas se fabrican en diámetros que varían de 102 a 444 mm (4” a 17½”) Están formadas por tres conos montados sobre dos cojinetes cada uno. Un cojinete es de agujas y el otro de bolas y cada cono tiene sus propios dientes con insertos de carburo de tungsteno o de acero

duro

distribuidos

estratégicamente.

Estos insertos constituyen los elementos de corte. El enfriamiento y lubricación de los cojinetes se logra por medio de una corriente de aire que baja por la propia tubería de perforación, la cual acarrea una cierta cantidad de aceite lubricante o de agua en suspensión, ya sea aquel que se fuga de la lubricación del motor del compresor o el que se proporciona de un lubricador de línea colocado en la manguera de alimentación


Laboreo III

principal del aire comprimido. El aire de enfriamiento cumple básicamente con la función de realizar el barrido de los detritos de perforación y extraerlos fuera del barreno. Velocidad de rotación y empuje. La velocidad de rotación de la boca varía de 50 a 100 r.p.m en rocas con dureza de blanda a media y de 15 a 50 r.p.m para los materiales duros y muy duros. El empuje en los materiales blandos y para barrenos verticales, debe ser bajo, por lo que prácticamente con el propio peso de la tubería es suficiente. En las rocas duras se requieren empujes adicionales que se aplican mediante cilindros hidráulicos o cadenas de accionamiento y que varían entre 71.5 a 143 Kg. por mm de diámetro, de acuerdo con la siguiente tabla:

Diámetro de la Boca

Empuje Recomendado

mm

pulgadas

kilogramos

libras

127

5.0

9,080

20,000

178

7.0

15,890

35,000

229

9.0

27,240

60,000

305

12.0

34,050

75,000

381

15.0

54,480

120,000

444.5

17½

72,640

160,000

4.2.4 TUBOS, BARRAS, ESTABILIZADORES Y CENTRADORES El diámetro del tubo de perforación está diseñado de acuerdo al diámetro de la boca y al empuje requerido en la perforación, en tanto que el calibre del tubo depende únicamente del diámetro, por ejemplo, para un tubo de 127 a 178 mm de diámetro (5” a 7”), el espesor o calibre de la pared será de 12.7 a 19 mm (½” a ¾”). Para un tubo de 273 a 340 mm de diámetro (10 ¾ a 13 3/8”), el espesor de la pared va de 25.4 a 38.1 mm (1” a 1 ½”) y puede llegar, en casos muy especiales, a espesores 50.8 mm (2”) La longitud de la barra de perforación varía de 1,5 m (5’) a 18 m (60’) dependiendo de la cantidad de tubos que se usen en cada barreno y de la altura del mástil de la


Laboreo III

máquina perforadora. Es normal exigir el diseño de la altura del mástil en función de la altura del banco a perforar para no tener que cambiar o añadir barras durante la perforación de los barrenos de voladura, lo cual siempre supone una importante perdida de tiempo y de problemas de mantenimiento de los mecanismos de cambio de barras. El estabilizador tiene como función, mantener el diámetro del barreno constante, a medida que la boca va sufriendo desgaste y conseguir una menor

desviación

de

los

barrenos.

Esta

herramienta se acopla entre la tubería y la boca. Tiene una longitud normalmente de 762 mm (30”) y posee tres rodillos ó aletas con insertos de carburo de tungsteno, que sirve para rimar o rectificar

el

diámetro

del

barreno.

Existen

muchos modelos de estabilizadores que es una pieza esencial para conseguir un buen resultado de la vida de las bocas. El centralizador es un dispositivo que está colocado en la plataforma de la máquina. Tiene forma cilindrica, con un diámetro interior de 1 mm mayor al diámetro de la barra. El centralizador tiene las siguientes características: •

Aumenta la velocidad de penetración.

•

Incrementa la potencia aprovechable en la boca, eliminando el arrastre entre la tubería y los cojinetes

•

Incrementa la velocidad en revoluciones por minuto (r.p.m).

•

Proporciona una mayor presión de empuje.

•

Proporciona estabilidad de nivelación a la plataforma de la máquina.

•

Incrementa la vida útil de la tubería.

•

Reduce las vibraciones de la tubería.

•

Proporciona un apoyo móvil intermedio entre el cabezal y la broca.

4.2.5. PERFORACIÓN DE MALLAS PARA VOLADURA La perforación primaria es la fase inicial de producción de una mina a cielo abierto. En el diseño de las mallas de perforación para voladuras se tienen que tener en cuenta los factores que más afectan a la operación, además de la densidad de los materiales rocosos y de la necesaria subperforación. La densidad de los materiales y el diámetro de perforación definen la distancia al borde llamada piedra o “burden” y la separación entre


Laboreo III

los barrenos en el diseño de una malla. La subperforación sirve para mantener los pisos nivelados, parejos y sin irregularidades, dando como resultado, una mayor eficiencia a los equipos de carga y transporte, logrando una ruptura exacta por el plano del macizo del banco a volar. Las operaciones más importantes para la perforación de una malla - patrón, son las siguientes:

Selección y programación del área. Mediante la planificación mensual se programan las áreas a perforar y se procede a la limpieza y nivelación de los pisos. Localización de los barrenos. En el área seleccionada, se procede al marcado topográfico de los barrenos. A cada barreno de la voladura, se le asigna un registro numérico fijando la piedra, la separación entre barrenos, la separación entre líneas de barrenos y las dimensiones del área a perforar. Perforación de los barrenos. Una vez marcados los barrenos en el campo, se procede a su perforación. La longitud total a perforar en el barreno representa la altura del banco más la subperforación. Muestreo de los barrenos. Si los barrenos están dentro del área mineralizada o de una zona dudosa o marginal, se procede a su muestreo y al cuarteo suficiente para el ensayo correspondiente en el laboratorio. Tratamiento topográfico de los barrenos. Cuando los barrenos del patrón - malla han sido terminados por la perforadora, se localizan con topografía para pasarlos a los planos de registro, donde también se vacían los resultados de los ensayos de muestreo.


Laboreo III

Problemas en la perforación de las mallas. En ésta operación se presenta una serie de problemas que afectan directamente la vida útil de las herramientas de perforación y que necesariamente repercute en los costes. Estos problemas pueden ser: • Desalineación en las tuberías y en el cabezal rotativo. • Presión de empuje y velocidad de rotación inadecuada. • Toberas obstruidas ó inadecuadas. • Fugas de aire en tuberías y roscas. • Insuficiencia de aire de compresor. • Baja velocidad de salida del detrito. 4.2.6. Cálculo de la capacidad de un compresor. Para obtener unos resultados óptimos en la de vida de bocas y tubos, es muy importante mantener una velocidad anular de retorno del aire con los detritos de perforación entre 1000 y 1500 m/min. (5,000 FPM) para los materiales ligeros; de unos 2100 m/min. (7,000 FPM) para los más pesados y de 2700 m/min. (9,000 FPM) para los húmedos ó pesados y una alta velocidad de penetración de 24.4 m/h. (80.0 ft/h).La capacidad del compresor de una máquina rotativa se determina por la fórmula Q = AV, La misma que de acuerdo a las pérdidas de fricción entre la tubería y las paredes del barreno, se transforma como sigue: Sistema Inglés

Q=

Sistema Métrico

V D2 − d 2 133.85

(

)

Q1 =

(

)

Q 1 = 1,197.172 D 12 - d 12

Q = 27.272 D 2 - d 2

(

V1 D12 - d12 1.273

)

(

Q = Caudal (pies3/min.)

Q1 = Caudal (m3/min)

V = Velocidad de retorno (fpm)

V1

=

Velocidad

de

)

retorno

(m/min) D = Diámetro de barreno (pulgadas)

D1 = Diámetro del barreno (m)

d = Diámetro de tubería (pulgadas)

d1 = Diámetro de tubería (m)

Ejemplo: V = 5,000 fpm

V1 = 1.524 m/min.

D = 12 ¼”

D1 = 311,1 mm

d = 10 ¾”

d1 = 273 mm


Laboreo III

Resultado: Q = 940,82 pies3/min.

Q1 = 26,643 m3/min.

4.2.7 COSTES DE LA PERFORACIÓN.

Aun cuando el tema de los costes de los procesos se verá con más detalle en el bloque 2 del curso de Laboreo IV se puede adelantar que los costes de perforación se obtienen a partir de la siguiente fórmula: C =

B +

[(D )(T )] F

siendo: C = Coste de perforación (€os o $ por metro). B = Costo de la boca (€os o $). D = Coste de perforación (€os o $ por hora). T = Tiempo de perforación (horas). F = Longitud total de perforación (por boca) Ejemplo: Datos B = 6 000 $

T = 200 horas

F = 3 000 m

D = 130 $/ hora

C=

6 000 + [(130 )(200 )] = $ 10, 66/ metro 3000


Laboreo III

4.2.7 VOLADURAS El objetivo de esta operación es fragmentar el material rocoso con el mínimo riesgo posible y con el coste unitario más recomendable y competitivo con el arranque directo, de tal manera que se produzcan unos tamaños de roca que puedan ser manejados por los equipos de carga, transporte y trituración. Cuando se trate de un mineral que pasará al proceso metalúrgico, se buscará que el tamaño de los fragmentos sea inferior al tamaño de isión de la trituradora primaria, aunque se cuente en la estación de trituración con una herramienta capaz de romper los bloques grandes para que puedan alimentar a la machacadora. CÁLCULO DEL EXPLOSIVO, AGENTE EXPLOSIVO Y DISPOSITIVOS DE INICIACIÓN. Para el cálculo de los explosivos y de los dispositivos de una malla, se deben tener en cuenta los siguientes factores: • Geología (tipo de roca, orientación de fracturas, dureza, fallas, diaclasas, etc.). • Altura del banco (distancia vertical entre la cresta y el piso del banco) • Piedra (distancia del barreno a la cara libre ó entre líneas subsecuentes) • Separación entre barrenos de una misma fila. • Factor de potencia (gramos de explosivo /tonelada de material fragmentada). • Tipo de explosivo (dinamitas, hidrogeles, emulsiones, Nagolita, etc.) • Patrón de la perforación (ya sea cuadrado, rectangular o al tresbolillo) • “Back break” o rotura de material fragmentado tras la detonación de la última línea) • Retacado mínimo y material de relleno. • Proyección de material “flying rocks” (desplazamiento del material fragmentado o “rocas en vuelo” en el momento de la voladura) • Costo del explosivo (costo por Kg. del explosivo) • Experiencias o historial de las voladuras efectuadas en la mina (conocimiento del comportamiento de las voladuras, con diferentes explosivos y con diferentes factores de carga o de potencia, para cada tipo de roca) Con el conocimiento de los parámetros anteriores, se puede llegar a efectuar el cálculo de la voladura tipo con una aproximación adecuada y con el mejor coste, si bien es un proceso claramente reiterativo y mejorable por la experiencia y el resultado de las voladuras anteriores, por lo que es muy recomendable llevar un fichero informatizado de control de las efectuadas. No siempre el menor coste es el mejor pues podría encarecer


Laboreo III

los costes posteriores de carga, transporte y trituración si la granulometría conseguida no fuera suficiente para la maquinaria existente. ARTIFICIOS DE INICIACIÓN Para poder efectuar la detonación de las cargas explosivas, necesariamente se requiere del uso de ciertos artificios que acarrean la energía inicial a las cargas de alta intensidad. En la siguiente tabla se hace una clasificación de dichos artificios iniciadores. I. INICIADORES  Tipo "A" 30 seg/pie o 90 seg. /m A) Cordón de seguridad (safety fuse)   Tipo "B" 40 seg/pie o 125 seg. /m B) Cordón de cantera (Quarry-Cord) C) Petardos (squibs) II. DETONADORES A) Cápsulas, fulminantes o detonadores (blasting-cap) B) Detonadores eléctricos (electric blasting-cap) Instantáneos Retardo regular (de 12 seg. a 1 seg) Retardo de período corto (25 a 1000 milisegundos). C) Cordones detonantes Alta energía. Tipo reforzado. (reinforced type). (50 granos de PETN/pie). Baja energía. Tipo económico. (economy type). (25 granos de PETN/pie). III. CARGAS INICIADORAS o CEBOS. (Explosivos de alta intensidad) Primers o iniciadores Boosters o cebos de alta potencia I. INICIADORES A) Cordón de seguridad. (safety fuse) Es un iniciador porteador de llama, que consta de un núcleo de pólvora negra recubierto o forrado por un tramado de hilos de algodón que confina un núcleo de pólvora negra para formar un cordón unitario de aproximadamente ¼" de diámetro. Este cordón se recubre de una sustancia asfáltica (o plástica actualmente) que le permite tener flexibilidad, resistencia a la abrasión y protección contra la humedad. Su función principal es la de acarrear la fuente de energía hacia el detonador o fulminante. Esta fuente de energía se presenta en forma de fuego que hace arder el núcleo de pólvora negra. Comercialmente existen dos tipos de Cordón de seguridad que difieren una de otra en su velocidad de ignición:


Laboreo III

1. El tipo "A" con una velocidad de 30 seg/pie o 90 seg/.m 2. El tipo "B" con una velocidad de 40 seg/pie.o 120 seg/.m Estas velocidades de ignición deberán estar perfectamente controladas por el fabricante, dado que de ello dependerá el tiempo de iniciación de la ronda completa y del tiempo de que dispondrá el operador para resguardarse en un sitio

seguro.

Puede

considerarse

permisible un ± 10% de variación en la velocidad de ignición, bajo condiciones estándar. Esta variación obedece a un índice de seguridad que varía de acuerdo a las condiciones de almacenamiento, de envejecimiento del producto, a condiciones ambientales dentro del polvorín, a porcentajes de humedad y, en general, a las condiciones climatológicas de la zona de operación. Aunque el fabricante garantiza las velocidades de sus Cordón de seguridad dentro de los márgenes de variación, es sumamente recomendable efectuar pruebas aleatorias de quemado tomando muestras de cada rollo para verificar las velocidades. Por regla general, los tramos muestreados se deben tomar de ambas puntas de cada rollo. B) Encendedores de cordón de seguridad Cualquiera de los siguientes encendedores pueden ser utilizados para iniciar un cordón de seguridad. 1. 2. 3. 4.

Cerillas o fósforos. Encendedores de alambre caliente. Encendedores de chispa. Cordón encendedor de ignición rápida. (ignita-cord y termalita) a. • Tipo "A" (de 8 a 10 seg/pie) b. • Tipo "B" (de 16 a 20 seg/pie) 5. Cordón de cantera. A pesar de que los cordones de seguridad pueden ser iniciados o encendidos con fósforos, cerillos, encendedores de llama directa o con la brasa de un cigarrillo, resulta poco recomendable, poco práctico y poco seguro, razón por la cual, cualquiera de los encendedores diseñados para tal fin, serán los más recomendables. Los encendedores más baratos y seguros, recomendables para operaciones subterráneas en rondas de pocos barrenos donde se requiere encender una a una los cordones de seguridad, son los encendedores de chispa. En rondas múltiples de gran cantidad de barrenos, se recomienda el uso de termalita o de ignitacord, el cual a su vez se inicia con una flama abierta.


Laboreo III

Los encendedores de chispa se venden en longitudes de 7, 9 y 12 pulgadas, con tiempos de ignición de 1, 1½ y 2¼ min/pulgada. ¡¡NUNCA SE DEBERAN EMPLEAR LOS ENCENDEDORES COMO TESTIGOS O COMO MEDIDA DE LOS TIEMPOS DE IGNICION! LO QUE SE DEBE USAR COMO TESTIGO DE TIEMPO, ES UN TRAMO DE CORDÓN DE SEGURIDAD DE 1.0 m.

Para usar la termalita se requiere que el extremo expuesto de la cordón de seguridad, esté ensamblado a un conector. El conector consiste en una cápsula de cobre con una ranura en su extremo por donde pasará el alambre de termalita, el cual se aprisionará contra la ranura que se deforma por efecto de una presión de los dedos. C) Cordón de cantera (quarry cord). Es un cordón iniciador del tipo de ignición de flama, diseñado fundamentalmente para encender un gran número de cargas en superficie o para detonaciones secundarias ("taqueo") La velocidad de quemado del cordón de cantera es de 1 seg/ft (sensiblemente más rápido que la termalita), razón por la cual no deberá ser empleado en voladuras secuenciales o rotativas. D) Petardos Poco usuales en la industria minera. Son iniciadores con un núcleo acarreador de flama (como las Cordón de seguridad) en cuyo extremo hay una carga explosiva. Son artificios unitarios que vienen ensamblados de fábrica, por lo que su manejo y almacenamiento los hace más peligrosos que el sistema cordón de seguridad-detonador que se vende por separado. II. DETONADORES A) Cápsulas, fulminantes o detonadores. Los fulminantes, cápsulas o detonadores, son cargas detonantes compuestas por 3 materiales explosivos de menor a mayor sensitividad (pólvora negra /azide de plomo/PETN), confinados todos ellos en una cápsula metálica de aluminio con dimensiones aproximadas de 1¼" de largo por ¼" de diámetro. Fueron diseñados para ser iniciados por medio de Cordón de seguridad. Se usan en rondas múltiples en minas subterráneas, donde la secuencia de encendido es necesaria o donde existe la presencia de fuentes de energía extraña (corrientes estáticas). También se aplican en detonaciones de cargas simples o independientes y en el fracturación secundario (taqueo).


Laboreo III

Ensamblados a una cordón de seguridad forman el sistema "cordón de seguridad-detonador" que se traduce en el elemento iniciador-detonador de una carga explosiva regular de alta intensidad confinada en un barreno.

Croquis esquemático de un detonador normal B) DETONADORES ELÉCTRICOS ♦ Detonadores eléctricos instantáneos. Formados por casquillos metálicos que contienen las mismas 3 cargas explosivas que los detonadores descritos en el inciso anterior. Las cápsulas pueden ser de aluminio o de bronce. Esta última presentación es la requerida para las detonaciones subterráneas en minas de carbón. Los elementos para el transporte de energía son alambres de cobre o de hierro, uno de cuyos extremos se localizan en el interior del casquillo (ensamblados desde la fábrica), con una separación suficiente entre ambos polos, para formar un arco eléctrico cuando las puntas exteriores son activadas por una descarga eléctrica. Estos Detonadores eléctricos se venden ya preparados de fábrica (a diferencia del sistema de cordón de seguridad-detonador que se prepara localmente).

En los detonadores eléctricos, el cordón de seguridad ha sido substituido por los dos alambres conductores que deben ser conectados a diferentes polos para producir un corto circuito dentro de la carga de ignición (pólvora negra), con energía suficiente para activarla. Cuando la energía pasa a través del sistema, el elemento de ignición produce un arco eléctrico que lo torna suficientemente caliente como para encender la carga de pólvora


Laboreo III

negra, la cual a su vez genera la energía para activar la carga iniciadora (azide de plomo) y ésta a la carga base (PETN), efectuándose el fenómeno completo que conlleva a la iniciación de toda la carga explosiva confinada en el barreno. El proceso completo se lleva a efecto en fracciones de segundo, en lo que podría llamarse una "reacción en cadena". ♦ Detonadores eléctricos con retardo regular (Delay Electric Blasting Cap = DEBC) Este tipo de Detonadores eléctricos fueron diseñados para detonar en un período de tiempo pre-determinado después de que la energía eléctrica fuera aplicada al sistema de encendido. Los períodos de tiempo, se traducen en diferentes velocidades de iniciación, las cuales para este tipo de detonadores con retardo regular, varían de 1 a 12 segundos. Su uso más difundido en minería subterránea, es en el cuele de frentes y rampas de grandes dimensiones, contrapozos, profundización de barrenos, rebajes y en general para rondas múltiples del orden de 50 o más barrenos disparados simultáneamente. El elemento de retardo se caracteriza por tener una carga de pólvora negra distribuida de tal forma, que proporciona un tiempo de ardido más lento. ♦ Detonadores eléctricos micro retardo (MiliSecond = MS) Al igual que los descritos en el inciso anterior, éstos se fabrican en períodos sensiblemente más cortos, los cuales varían de 25 a 1000 milisegundos. Su empleo común es en operaciones superficiales donde se usan barrenos de diámetro pequeño (máximo hasta 3½ pulgadas) y en minas subterráneas donde se requiere de rondas múltiples de perforación. El elemento de retardo consiste básicamente de un aislamiento físico (un tramo de ignición lenta) interpuesto en la cápsula del detonador.

Detonador eléctrico MS


Laboreo III

C) Cordones detonantes Los cordones detonantes son explosivos de alta intensidad cuyo principal objetivo será iniciar explosivos comerciales. Físicamente se puede describir como un cordón flexible de ¼" de diámetro aproximadamente, con características mecánicas semejantes a las de la cordón de seguridad, pero con la diferencia fundamental de que el núcleo contiene un explosivo de alta intensidad (PETN o pentrita). El núcleo explosivo se encuentra envuelto en cubiertas textiles de alta calidad, confinadas en una capa tubular de plástico y dos entorchados textiles cerrados, cruzados por uno o cuatro cabos rojos en el exterior (según el tipo de cordón que se trate). El acabado final exterior está constituido por una capa de cera amarilla que lo protege contra los efectos de la humedad. Los primeros cordones detonantes llamados "Cordo" o "Cordeau", aparecieron por primera vez en el mercado alrededor del año 1913, y consistían básicamente de tubos plásticos de diámetro adecuado, cargados con TNT. En 1937, The Ensign-Brickford Company introdujo el primer Primacord con núcleo de Pentrita (tetranitrato de pentaeritrol), produciendo resultados tan significativamente favorables en los métodos de detonación que en la actualidad este producto es reconocido universalmente como el dispositivo iniciador de cargas de alta potencia más seguro, sencillo y digno de confianza. En el mercado actual de los explosivos existen diversas marcas comerciales con variantes poco significativas en su composición. Además del "Primacord", se pueden mencionar marcas tales como: "Primex" y "Detocord" y en España se comercializan los Riocord, tanto normales como reforzados y cuyo gramaje varía entre 6 y 100 gr/ml y cuyo principio de operación es el mismo. POR RAZONES DE SEGURIDAD EN SU MANEJO Y ALMACENAJE LOS CORDONES DETONANTES DEBERAN SER CONSIDERADOS COMO EXPLOSIVOS DE ALTA INTENSIDAD ... y no sólo como simples iniciadores (cordón de seguridad o mecha), razón por la cual deberán ser manejados y almacenados en los polvorines destinados a explosivos de alta intensidad (dinamitas, hidrogeles, gelatinas detonantes, emulsiones explosivas etc.)...

Construcción básica: Como se indicó, los cordones detonantes están formados por dos componentes básicos:


Laboreo III

a) El núcleo central que contiene el material explosivo. b) Las capas protectoras del núcleo. Los núcleos explosivos de los cordones detonantes, contienen cargas nominales de 5.3 a 10.6 gramos por metro (25 a 50 granos por pie), dependiendo del tipo de cordón que se trate. Los tipos comerciales de mayor uso son conocidos como: ♦ Cordón detonante reforzado (10.6 g/m) ♦ Cordón detonante económico ( 5.3 g/m) Comercialmente se conocen como Cordón reforzado y E-Cord respectivamente. Las equivalencias en las unidades de medida, son aproximadamente: 7000 granos/= 1 libra = 454 gramos El

explosivo

que

constituye

el

núcleo,

conocido

como

"Pentrita"

o

PETN

(pentaeritritetranitrato o más fácilmente, tetranitrato de pentaeritrol), es la sustancia ideal para ser empleada en artefactos detonadores gracias a sus favorables propiedades. El PETN es un sólido cristalino que funde a 140oC, no es higroscópico, no arde ni aplicándole una flama abierta ni con las chispas de una cordón de seguridad. El PETN es relativamente difícil de detonar, pero tiene la suficiente sensibilidad para iniciar su explosión con detonadores comerciales o por medio de la energía detonante de otros explosivos de alta potencia. Una vez iniciado, el PETN estalla con gran violencia y con un gran poder fragmentador. Un cordón detonante es capaz de iniciar a cualquier otro material explosivo sensible a un fulminante, siempre y cuando el cordón permanezca en o directo con dicho material durante el proceso de detonación. Los tramos continuos (sin nudos y sin cortes), propagarán una detonación sin interrupción aun a través de lugares donde el núcleo esté mojado. Los materiales que alojan al núcleo, proporcionan al producto las cualidades indispensables para resistir las rudas condiciones físicas a la que será sometido en la práctica, tales como alta resistencia a la abrasión y a cortaduras accidentales, a temperaturas muy altas o muy bajas y a la penetración de agua o de combustibles líquidos. Características: ♦ Altas velocidades de detonación (del orden de 7,200 m/s para los cordones reforzados y de 3,500 m/s para cordones tipo normal). ♦ Alta resistencia a esfuerzos de tensión. ♦ Alta resistencia la humedad. ♦ Difícil degradación por efectos de la humedad).


Laboreo III

♦ Posee gran sensibilidad: podrán detonar materiales explosivos de alta intensidad, siempre que el cordón se encuentre a lo largo y en o físico (o muy cerca) con los explosivos dentro de la columna formada en el barreno. ♦ Son muy seguros en su manejo y almacenaje. Aplicaciones: • Cordones de tipo reforzado Por su constitución robusta, este tipo de cordones se recomienda en operaciones a cielo abierto para ser usados en líneas de detonación (también llamadas líneas descendentes o "down-the hole" en inglés) y líneas troncales. Posee una excelente resistencia a la penetración de agua o combustibles líquidos y buena flexibilidad, lo que hace que se pueda anudar fácilmente además de ser muy manejable casi a cualquier temperatura, obteniéndose nudos muy seguros que no resbalan ni se desatan. • Cordones de tipo normal. Estos cordones son recomendables para emplearse como líneas descendentes y troncales en voladuras de barrenos de pequeño diámetro en las operaciones a cielo abierto. También se utiliza en barrenos medianos y grandes con la condición de que se empleen explosivos de alta intensidad como carga de fondo o bien cualquier otro tipo de cebo adecuado al diámetro de perforación, y que las condiciones de carga no sean críticas, como lo es la presencia de agua en cantidades excesivas o cualquier otro tipo de condición que afecte adversamente la sensibilidad del cebo o que impida el o físico necesario entre el cordón y el cebo. Otro tipo de aplicaciones lo representa las voladuras secundarias (taqueo y taqueo), ya sea en operaciones subterráneas o superficiales. Para grandes voladuras subterráneas (tumbe por Subniveles, hundimiento de Subniveles, bancos descendentes, etc.), como línea troncal cuando en los barrenos se esté empleando cordón reforzado. En operaciones subterráneas o a cielo abierto, donde existan corrientes eléctricas extrañas o energía estática que haga que el uso de Detonadores eléctricos no sea recomendable para la iniciación del cordón. Hay que recordar que un cordón detonante (económico o reforzado) podrá ser iniciado ya sea por un detonador eléctrico o por un sistema cordón de seguridaddetonador y los cordones a su vez podrán iniciarse entre sí. Al igual que el cordón reforzado, el normal ofrece las mismas cualidades físicas a pesar de que su estructura y apariencia son menos robustas.


Laboreo III

Técnica para fijar la "cola" del cordón detonante a la línea troncal Como se indicó con anterioridad, los cordones detonantes deberán ser tratados y almacenados en polvorines destinados a explosivos de alta intensidad y nunca en el polvorín de artificios de iniciación. Para su transportación no existen restricciones especiales, siempre y cuando se encuentre alejado de Cordón de seguridad, fulminantes y Detonadores eléctricos. • Sistema Nonel. (Non electrical detonating cord) Dentro del desarrollo de los cordones detonantes el más reciente ha sido el sistema "Nonel" de cordones detonantes. Este cordón no eléctrico ha sido diseñado para que no se inicie a través de ningún tipo de artificio eléctrico; lo que implicará que solo podrá ser iniciado por flama directa transportada al cápsula o fulminante por medio de Cordón de seguridad.

DETONADOR NO ELÉCTRICO NONEL


Laboreo III

Su utilidad y empleo se ha difundido en áreas donde existen fuertes corrientes eléctricas extrañas, en donde el uso de Detonadores eléctricos los hace potencialmente peligrosos. El cordón Nonel esta formado por un delgado tubo plástico cargado con 10 granos /pie de PETN, lo que lo clasifica dentro de los cordones detonantes de baja energía. Esta especificación corresponde al sistema Nonel sueco (lugar donde se desarrolló éste), con una velocidad de detonación de 600 pies /s y con un índice de ruido muy bajo. Se emplea como línea troncal de superficie y requiere cápsulas especiales en cada barreno. Se puede usar cordón Nonel de 20 a 25 granos /pie en líneas troncales, lo que conduce a la eliminación de cápsulas en la boca del barreno. En las operaciones subterráneas se ha venido usando con bastante éxito, debido a que siendo un explosivo de alta intensidad pero con una velocidad de detonación muy moderada, produce un mejor efecto en la columna explosiva del barreno, aprovechándose toda la energía conjunta en la fragmentación de la roca y evitando el desperdicio de agente explosivo "no quemado" por los métodos convencionales de cordón de seguridad-detonador o cordón detonante reforzado o económico en los sistemas de iniciación. Existen varios fabricantes del sistema Nonel que poseen sus propias marcas registradas, por ejemplo Du Pont le llama LEDC (Low Energy Detonating Cord) o LEDCORE; la Hércules Chemicals lo llama HERCUDET,

y en España se denomina comercialmente como

PRIMADET MS y LP, fabricado por UEE con licencia de Ensign Bickford, con una gama de 26 retardos que varían entre 0 y 750 mseg. El LEDC de la Du Pont lo fabrica en potencias mínimas de hasta 5 granos /pie, con el propósito de minimizar el ruido, ya que en muchas operaciones con cordón detonante, la mayoría de los disturbios de la detonación en cuanto a ruido se refiere, son producidos por las líneas troncales y transportados por el aire atmosférico circundante.Las propiedades más relevantes del sistema Nonel son: •

Buenas cualidades de resistencia a la tensión.

•

Resistencia al agua ilimitada.

•

Velocidades de detonación de hasta 24,000 pies /s (20-25 granos /pie).

•

Útil en líneas troncales cuando se desea un mínimo de ruido (LEDC).

•

Buen iniciador de cebos de fondo.

•

Detonan solo cuando el extremo de iniciación este bien acoplado y en perfecto o con el iniciador.

•

Un tramo de LEDC no podrá ser iniciado por otro tramo de LEDC. Tampoco podrá ser iniciado por un detonador paralelo a él si no se encuentra en o directo.


Laboreo III

Recomendaciones en caso de detonaciones incompletas y/o de barrenos fallidos. Las Agencias de seguridad de EE.UU. recomiendan unos tiempos de espera en fallos con detonadores eléctricos, en fallos con cordón de seguridad-detonador y cuando la detonación es incompleta o "fallada". En caso de falla con detonadores eléctricos, se recomienda: 1.

Desconectar toda fuente de energía de las líneas conductoras.

2.

Inspeccionar los peligros latentes en el área de la detonación fallida: rocas sueltas, pedazos de explosivos activos arrojados por la detonación incompleta, la resistencia en el circuito de los barrenos cargados intactos (lectura esperada: cero o sin resistencia en el circuito, en caso contrario, los alambres deberán circuitarse).

3.

Si queda un fondo de menos de un pie con carga activa, colocar un nuevo fulminante e intentar detonarlo.

4.

Si el fondo es mayor a un pie: • Remover todo el taco y carga de ANFO con una cucharilla recubierta de hule o cualquier material aislante, introduciendo chorros de agua a presión dentro del barreno para facilitar el desalojo del material explosivo. • Colocar un nuevo cebo cerca de la carga de fondo y detonarlo. • Si lo anterior falla o no se puede realizar, perforar un nuevo barreno, a 30 cm del quedado y paralelo a éste, cargarlo y detonarlo. 6. Siempre deberán recogerse todos los explosivos o restos de ellos incluyendo Cordón de seguridad y fulminantes de la rezaga.

En caso de detonación fallida con el sistema cordón de seguridad-detonador, se recomienda: 1.

Nunca intentar reencender los Cordones de seguridad quemados.

2.

Seguir los pasos previos del 3 al 5.


Laboreo III

VENTAJAS Y DESVENTAJAS DE LAS DETONACIONES ELECTRICAS Las ventajas que se enumeran, también deberán ser aplicadas a los sistemas NONEL.

• Se podrán disparar simultáneamente un gran número de cargas. El uso del cordón detonante sin retardos de línea, hace el encendido casi instantáneo.

• Buen control de la secuencia de disparo aun con el uso de retardadores. • Mejor fracturación, como consecuencia de una buena secuencia de disparo. • Mejor control hasta el último minuto. • Más seguro que el "cordón de seguridad-detonador" Las desventajas de los Detonadores eléctricos son:

• Los detonadores eléctricos son sensibles a los detonadores de alta intensidad.

• Su uso se restringe en zonas de electricidad extraña y/o estática. Dispositivos y arreglo de conexiones para disparos eléctricos El equipo de voladura usado para probar y disparar, es una parte importante de cualquier operación de voladura; por lo que deberá ser de la mejor calidad y mantenerse siempre en condiciones óptimas. La voladura eléctrica con tales refinamientos como los detonadores de retardo y reguladores de tiempo electrónicos, ha hecho posible el disparo seguro de un gran número de cargas en una secuencia prediseñada desde un lugar remoto y seguro con control preciso sobre el tiempo de disparo. El éxito de una voladura eléctrica depende de cuatro principios generales: 1. Selección y trazado apropiados del circuito de voladura. 2. Una fuente de energía compatible con el tipo de circuito de voladura. 3. El reconocimiento y la eliminación de todos los riesgos eléctricos. 4. Balanceo de circuitos, buenas conexiones y prueba del circuito terminado. La selección del circuito dependerá del número de Detonadores a ser disparados y del tipo de trabajo minero. La eliminación de riesgos eléctricos debe ser la primera consideración antes de empezar a cargar cualquier voladura. La falta de atención a los detalles es la causa más frecuente de fallas en disparos eléctricos que acarrean como resultado lesiones serias o fatales y costosos daños a la propiedad. Las conexiones eléctricas deberán ser muy ajustadas, limpias, estar aisladas del suelo. Se debe de tener cuidado para evitar que los


Laboreo III

alambres del detonador se deterioren o se pelen ya sea en el barreno o en la superficie. Las líneas guía deberán ser inspeccionadas y probadas con anterioridad a cada voladura. Dispositivos para voladuras eléctricas Dentro de los dispositivos o equipo para voladuras eléctricas, se dispone de los siguientes: 1. Máquinas explosoras

 a) de generador   b) de descarga de condensador (CD)

2. Líneas eléctricas con voltajes de 110-140 V Las líneas eléctricas de corriente directa resultan más recomendables que las de corriente alterna, ya que la corriente directa no tiene fluctuaciones y por lo tanto no existe corte en las fases. Una corriente directa moderada es mejor que una corriente alta, dado que esta última puede ocasionar problemas de arco eléctrico. Las máquinas explosoras de generador poseen un pequeño generador eléctrico accionado a mano. Cuando este generador se activa produce un pulso de corriente directa que dispara los Detonadores. El generador conecta con el circuito de voladura cuando el operario gira o impulsa hacia abajo la manija lo más rápido y fuerte que le sea posible y ésta llega al final de su carrera o movimiento (figuras 4.17 y 4.18). En este punto, la producción eléctrica del generador es máxima. Las máquinas generalmente se clasifican por el número de Detonadores eléctricos instantáneos (con alambre de cobre de 10 metros) que pueden disparar exitosamente en una conexión en serie y, bajo ciertas condiciones, pueden también usarse para disparar series en paralelo. Las máquinas de tipo generador nunca deben usarse para disparar Detonadores en paralelo debido a posibles fallas durante el proceso de disparo. Maquinas explosoras por descarga de condensador Estas máquinas tienen un condensador o banco de condensadores que almacena una gran cantidad de energía eléctrica suministrada por baterías de celda. El operario debe descargar la energía almacenada en los condensadores hacia el circuito de voladura en fracciones de segundo a través de los dos postes (terminales sujetando el mando de disparo). Las máquinas explosoras de descarga por condensador (CD) pueden disparar muchos Detonadores eléctricos con relación a su peso y tamaño, lo que hoy en día representa el medio de disparo más confiable de que se dispone. (ver figura)


Laboreo III

Los cálculos de circuitos de disparo para máquinas explosoras de corriente directa son más complicados que para disparos con línea de poder, debido a que la corriente y el voltaje cambian continuamente al descargarse la máquina explosora; sin embargo, las computadoras han hecho posible analizar la descarga de estas máquinas explosoras y determinar exactamente su capacidad eléctrica de disparo.

GENERADOR TIPO GIRO

MAQUINA EXPLOSORA DE TIPO CREMALLERA

CARGA DE LOS EXPLOSIVOS EN LAS VOLADURAS La carga del explosivo dentro de los barrenos, puede efectuarse manual ó mecanizadamente, en general con productos explosivos a granel (Anfo, emulsiones, etc.). No hay línea divisoria entre uno y otro tipo de carga del explosivo en cuanto a cantidad, sin embargo, se puede decir que en las operaciones a cielo abierto en donde el consumo de explosivos es de mas de diez toneladas por día, se debe considerar el sistema mecanizado. El consumo de explosivo por voladura está en relación directa al diámetro de barreno, separación entre barrenos, separación entre líneas, profundidad de perforación, longitud de la columna de carga, número de barrenos y factor potencia. Las operaciones necesarias para efectuar la carga de los explosivos en los barrenos de una voladura, son las siguientes: • Comprobar todos los barrenos. • Retirar el equipo de perforación, si la malla está terminada.


Laboreo III

• Retirar los equipos de carga y transporte a una distancia prudente. • Cerrar el área de la voladura con señalizaciones muy visibles. • Establecer la hora de la voladura. • Calcular los explosivo, agentes explosivos y dispositivos de iniciación. • Determinar la posición del cebo dentro del barreno. • Efectuar la carga de la columna con los explosivos. • Efectuar la “carga” de retacado con los detritos o gravas. Comprobación de los barrenos. La comprobación y medida de la longitud de los barrenos sirve para poder ajustar geométricamente la perforación a la profundidad requerida, principalmente a la altura del banco y considerando la subperforación. En esta operación se detectan también si los barrenos están cortos ó largos en exceso y si existe o no la presencia de agua. Por lo general, el sondeo se realiza con una cinta métrica de lienzo contrapesada por una piedra. Retirar el equipo. Como medida de seguridad, de preferencia se debe iniciar la carga de la voladura cuando la plantilla de perforación esté terminada con bastante antelación incluso de una semana. Si por el contrario la perforación no está terminada porque la voladura es muy grande ó por exigencias de producción, habrá necesidad de realizar las operaciones de perforación y carga en paralelo, lo cual siempre es causa de problemas de última hora. Antes de retirar el equipo de perforación, se dejan barrenos sin cargar en el área de salida de la máquina perforadora, respetando también un radio de seguridad, de tal manera que por mucha desviación que sufra un barreno, nunca llegue a tocar el explosivo de otro ya cargado. Cerrar el área de la voladura. Para evitar la entrada de personal no autorizado en el área de la voladura antes, durante y después de la carga, se deberán colocarán letreros muy visibles (¡PELIGRO EXPLOSIVOS, VOLADURAS!), advirtiendo el peligro en la zona delimitada. También es conveniente hacer sonar una SIRENA O ALARMA desde 5 min. antes y hasta 5 min. después de efectuada la voladura. Establecer la hora de la voladura. Para llevar a cabo una voladura, es recomendable que ésta se efectúe durante el turno diurno ó al final del primero, ya sea a la hora de


Laboreo III

comida ó al cambio de turno, con objeto de que el área se encuentre despejada de la mayor parte del personal y únicamente puedan permanecer los responsables de esta actividad y que el entorno esté habituado a dicha hora. Es conveniente que la población sepa con claridad que la hora de la voladura es siempre la misma. Cebado y su posición en el barreno. La función primordial del cebo es la de iniciar la carga de columna. El “cebo” a su vez, puede estar formado desde un simple fulminante del Nº 6, hasta un porcentaje importante de explosivos de alta intensidad (alto explosivo o carga de fondo), todo lo cual depende de la sensibilidad de la carga de columna. La posición más usual del cebo es en el fondo del barreno debido a que el trabajo que realiza el explosivo se realiza por una expansión prácticamente instantánea de los gases de detonación. Si el cebo se localiza en el fondo del barreno, el explosivo que reacciona al final, será el que está en o con el retacado y éste a su vez hace que los gases se mantengan confinados más tiempo antes de ser expulsados. Cuando la carga de la columna está “desacoplada” con tacos intermedios para poder cargar una mayor longitud de barreno, la onda explosiva no resulta suficiente para detonar el agente explosivo (anfo), relativamente insensible en cargas “desacopladas” de barrenos muy largos ó para reducir vibraciones, en estos casos sí se deben usar cebos intermedios (ver figura). Carga de columna. La mayor cantidad del explosivo confinada en un barreno esta constituida por la carga de columna, la cual debe ser lo suficientemente potente para fragmentar toda la roca en el área de influencia del barreno. Por regla general, la carga de columna es de mayor potencia por su mayor cantidad que la potencia del cebo, del que se usa una pequeña cantidad para iniciar la explosión. La carga del explosivo de la columna (anfo), es la etapa que antecede a la colocación del retacado. En los barrenos con diámetros mayores a 150 mm (6”) es preferible hacer la carga del explosivo con camiones mezcladores cuya ventaja consiste en poder mezclar el explosivo en el momento de estar introduciéndolo en el barreno. Conexión de una voladura o secuencia de disparo Una vez terminada la carga de los barrenos, se devuelven los sobrantes de explosivos y de dispositivos a los polvorines correspondientes. El día que se vaya a llevar a cabo la voladura, de una a dos horas antes de su realización, se llevan los dispositivos necesarios para hacer la conexión o encadenado de la misma. “Encadenar” consiste en la labor de interconectar todos los barrenos cargados, para lo cual se hace necesario establecer una secuencia de disparo u orden de detonación.


Laboreo III

Algunos de los arreglos más comunes pueden ser los de salidas en líneas paralelas, rectas ó quebradas, salida en “V” y salida mixta con cara libre. Si se emplean detonadores eléctricos o no eléctricos (Nonel), el tiempo de cada línea ó barreno se da con el encendido del cebo. Cuando se usa primacord reforzado ó E-cord, los retardos entre líneas se colocan en superficie (ver figuras)

INICIACIÓN O ENCENDIDO DE LAS VOLADURAS. La última fase de una voladura que ya ha sido conectada o encadenada, es la iniciación o encendido. Antes de efectuar la iniciación (que puede ser eléctrica ó no eléctrica), como medida de seguridad se debe retirar el equipo, tanto el de carga (Excavadoras y palas), como el de perforación (rotativas), a una distancia segura, así como desalojar a todo el personal no autorizado del área de acción de la voladura, colocando guardias en todas las entradas posibles a la zona de peligro, para impedir el paso de curiosos.


Laboreo III


Laboreo III

4.3 LA MAQUINARIA DE CARGA. Al hablar de las minas a cielo abierto, surge en la mente la idea de máquinas gigantescas que acometen empresas mineras, hasta hace algunos años, impensables. La humanidad avanza gracias a la tecnología y se ha valido de ella para acelerar y mejorar el desarrollo de la propia sociedad. La intención de este capítulo, es visualizar y mostrar la importancia de correlacionar todos los factores que influyen en la selección de los equipos para el movimiento de rocas o tierras desde un punto de vista práctico, a fin de explicar algunas de las razones de dicha selección y lograr una operación armónica y económica. La selección adecuada de los equipos, se debe realizar tomando como base la combinación del conocimiento operativo de la máquina y de los cálculos que conducen a dicha selección, por lo que resulta recomendable conocer y entender los parámetros básicos del movimiento de rocas o tierras. Antes de comenzar, vale la pena recordar que ningún componente o pieza de una máquina ha sido diseñada para efectuar un trabajo universal por sí sola, aun cuando existe cierto tipo de unidades que pueden ser usadas en varios tipos de operaciones de carga, lo que no quiere decir que necesariamente esa aplicación sea la más eficiente o la más rentable. Algunos de los factores que han resultado significativos en el éxito de las operaciones mineras superficiales, pueden ser los siguientes: •

Ritmos de producción mucho más altos.

•

La posibilidad de pasar de una antigua mina subterránea a una explotación superficial.

•

El fuerte descenso en la ley de corte o calidad del mineral, que justifica el cambio de operación, ampliando los recursos explotables económicamente.

•

La posibilidad y necesidad de incrementar la productividad por hora y obrero.

•

Mejorar las recuperaciones de los minerales del depósito en la explotación

Con respecto a la productividad se puede afirmar que ésta ha sufrido unos notables incrementos, por lo que ha sido posible explotar económicamente unos minerales de ley mucho más baja, antes considerados como marginales, lo cual es indicativo de los avances tecnológicos logrados con los sistemas de explotación superficial. El aumento en la productividad de las operaciones a cielo abierto, se ha debido en buena parte a: •

El perfeccionamiento en el diseño de los equipos para los procesos del movimiento de rocas y tierras.

•

La introducción de los explosivos de bajo costo, tales como el ANFO.


•

Laboreo III

El desarrollo de grandes máquinas perforadoras rotativas y de percusión, que han permitido la perforación de barrenos de producción más largos y de gran diámetro y con ello unas mayores voladuras de hasta un millón de toneladas por disparo.

•

El empleo de mayores unidades de transporte, con un continuo aumento en su capacidad volumétrica y por el desarrollo de unos motores cada vez más potentes y con un menor consumo de gas-oil.

•

Los equipos de excavación y carga han crecido paralelamente a los de transporte, notándose unos cambios importantes que van desde las antiguas excavadoras de 8 m3 de capacidad, hasta las enormes excavadoras actuales con cubas de 45 m3 de capacidad.

•

Lo mismo ha sucedido con las Dragalinas que se usan en los grandes desmontes, las cuales han tenido unos incrementos notables desde aquellas con cucharones de 46 m3, hasta las gigantescas "mamuts" de 200 m3.

Generalmente, la explotación superficial se considera más ventajosa que la subterránea, sobre todo cuando se consideran factores tales como recuperación, control de leyes, economía, flexibilidad y seguridad; sin embargo y a pesar de todas estas ventajas, muchos depósitos no son susceptibles de explotarse por este método, ya sea porque son pequeños e irregulares, o bien porque se localizan a una profundidad tal que resulta poco rentable su explotación por métodos superficiales. Cuando el mineral económico profundiza, se pueden seguir empleando los métodos de explotación superficial a base de remover unos volúmenes de estéril cada vez mayores; razón por la cual es necesario imponer un límite económico, más allá del cual la operación a cielo abierto debe ser abandonada o convertida en explotación subterránea. GENERALIDADES SOBRE LA MAQUINARIA DE CARGA Conociendo el inventario de minerales, las reservas explotables, la relación de desmonte, los estudios de viabilidad y el análisis de riesgo y sensibilidad, se puede establecer aproximadamente la magnitud las operaciones, la vida de la mina, el capital de riesgo, la etapa de desmonte previo, la capacitación del personal, etc., todo lo cual será el punto de partida para la selección del equipo de carga estándar que exista en el mercado, de las diferentes marcas comerciales disponibles y de las correspondientes capacidades. Una buena práctica antes de tomar la decisión de compra de un determinado equipo, es conocer algunas operaciones similares que trabajen con máquinas de la capacidad y marca de las que se tiene pensado utilizar y adquirir, para conocer sus problemas y los


Laboreo III

parámetros más críticos correspondientes. El mayor problema al que se enfrenta un minero al comprar el equipo, es definir el tipo, la marca y el tamaño del mismo, sin caer en la esfera de influencia de vendedores tenaces que llenarán la cabeza de datos técnicos y cualidades del equipo que pretenden vender, factores que resultan determinantes en la selección. Al realizar la selección el equipo de carga, el responsable debe tomar en consideración antes de comprar, la información técnica disponible del yacimiento relacionada con el tipo del material rocoso a excavar, la concentración del trabajo a realizar, la existencia de diferentes frentes de ataque en lugares alejados, ya que la movilidad del equipo es fundamental. Por ejemplo, las palas frontales montadas sobre neumáticos poseen una ventaja decisiva, a diferencia de cuando el trabajo se encuentra concentrado en grandes tajos donde la movilidad del equipo de carga no resulta tan importante y por tanto resulta más práctico contar con una excavadora de mayor capacidad montada sobre orugas, que aunque resulta más cara de adquisición que una pala frontal, su capacidad de carga es mayor y su movilidad menor y los costes unitarios por tonelada ó por metro cúbico son menores si el equipo es el idóneo. El éxito en la istración de una empresa minera, consiste en realizar el esfuerzo para aprovechar al máximo los sistemas y los equipos de los que se dispone, para producir la mayor cantidad de mineral al menor coste posible; motivo por el que los directores no sólo deben ser hábiles es, sino que también se deben mantener actualizados en el desarrollo de nuevos y mejores procesos y en las innovaciones de las máquinas y los equipos, además de evaluar las necesidades de su operación de tal forma que le permitan seleccionar el equipo que mejor resuelva su problema de operación. Asimismo, todos los equipos de servicios que se piensen añadir, deben ser cuidadosamente analizados desde el punto de vista técnico, a fin de asegurar su compatibilidad con el resto de la operación. Se deben reunir y estudiar todos los hechos y antecedentes relacionados con la adquisición de componentes y repuestos, con objeto de asegurar que se ajusten adecuadamente tanto al equipo como a las necesidades de la operación. Cualquier fallo o error al considerar cada uno de estos factores, se puede traducir en la compra de la máquina equivocada o inadecuada, la que deberá ser operada por muchos años hasta recuperar la inversión de capital a un coste más elevado que el de la máquina que se debió comprar correctamente.


Laboreo III

El camino más seguro para evaluar una máquina o un sistema, es la demostración física en un modelo a escala bajo las condiciones normales de operación. Estas pruebas son de mucha utilidad en la comparación de equipos nuevos o diferentes, con los actuales o de uso diario. Donde las pruebas a escala o pilotos no sean posibles, existe otra apreciación válida que se puede realizar mediante el uso de simulaciones con técnicas de investigación de operaciones, donde el uso de un programa de ordenador, como se lleva a cabo en la asignatura de “Evaluación y Planificación minera de 5º curso, resulta fundamental para el manejo de los grandes volúmenes de datos que supone una explotación a cielo abierto o de interior. Cuando se contemplen sustituciones de equipo, siempre es útil asegurar que los operadores estén plenamente informados del cambio y totalmente convencidos de las ventajas que ello representa en función de los métodos y procedimientos de operación. En la selección de la capacidad de un equipo de carga se deben tomar en cuenta tres factores fundamentales: a) El coste por tonelada de roca excavada y cargada. Muy especialmente el consumo energético y forma de la energía a utilizar. b) Condiciones de la organización bajo las que debe trabajar el equipo. c) Disponibilidad y utilización del equipo y de la flota Al estimar el coste por tonelada, con base en operaciones similares, deben tenerse en cuenta los siguientes factores: •

Magnitud de las operaciones, volúmenes o tonelajes a extraer por periodo, que deben justifican los altos costos de capital en equipos de gran capacidad.

•

Los costos directos de transporte y montaje y el tiempo preciso de instalación.

•

Los costes por concepto de amortización en los equipos de gran capacidad son menores por su mayor vida.

•

Las limitaciones de peso impuestas en carreteras y las alturas en los pasos a desnivel que pueden restringir el tamaño de los equipos grandes al dificultarse el transporte de los conjuntos para su montaje.

•

Los costos por el tiempo perdido en mantenimiento por falta de repuestos de poco consumo, que sólo se manufacturan sobre pedido, lo cual resulta mayor en los equipos grandes.

•

Los costes de perforación y voladura bajan cuando se utilizan grandes diámetros de perforación y alturas de bancos del orden de 15 m (dimensión estándar en las


Laboreo III

operaciones que usan los equipos grandes), lo cual obliga a mayores máquinas de carga y transporte. •

El equipo mayor de carga tiene una vida útil más grande que el pequeño, si se le da el mantenimiento adecuado.

•

El coste de mano de obra por tonelada producida, se reduce considerablemente en las operaciones de alto tonelaje que usan máquinas de gran capacidad.

Para realizar la selección de la capacidad del equipo de carga, se deben tomar en cuenta las siguientes condiciones relacionadas con el frente de trabajo. • La altura del banco. A efectos prácticos, es la que define el alcance del equipo de carga y de perforación. • Material a excavar. El tamaño de los fragmentos producidos por las voladuras, puede aumentar cuando se usan cucharones grandes en los equipos de carga. • El ritmo de producción. Si el ritmo de producción diaria es alto, se deben emplear grandes equipos de carga, sin llegar a depender únicamente de un sólo equipo, siendo muy buena práctica elegir tres unidades como mínimo y lo mismo para la perforación. • Dureza del material. Cuando el material a excavar presenta cierto grado de dificultad en su excavación el cucharón de equipo mayor tiene más poder de arranque. • Densidad del material. Si el material a excavar es de alta densidad, a un equipo de carga grande, se le debe adaptar una cuba de menor volumen, manteniendo su capacidad de carga en peso sin las grandes limitaciones en el tamaño de los fragmentos. • Compatibilidad de equipos. Al seleccionar el equipo de carga se debe tomar en cuenta la disponibilidad en el mercado de los equipos de transporte, ya que es de gran importancia que sea equilibrado y armónico con la unidad de carga para que ésta pueda completar el ciclo de carga en un promedio de entre tres y seis pasadas. Suele tomarse la regla de dedo de que la relación entre el volquete en tonelada corta es de 10 veces la capacidad de la cuba en yardas cúbicas. Esto es: para un volquete de 200 st debe elegirse una excavadora de unas 20 yardas cúbicas. • Condiciones de trabajo en función de la elevación. Cuando se usa una maquinaria diesel hay que tener en cuenta que por cada 100 m de altura s.n.m., los motores de cuatro tiempos disminuyen un 1% en potencia. En los motores de


Laboreo III

dos tiempos, con turbo-alimentación, la potencia se mantiene hasta los 1,828 m de altura s.n.m., y después de ésta altura, pierden un 1% de potencia por cada 100 metros. Es raro en la minería el uso de excavadoras Diesel, pero no de palas sobre ruedas. Al trabajar en la selección del equipo, también se debe tomar en cuenta la disponibilidad, su utilización, fuerza de trabajo y mano de obra especializada para mantenimiento de los equipos operando en niveles razonables, aún contratando los servicios especializados con empresas independientes. Algunos de los parámetros que se han tomado de la experiencia de otros s del equipo a seleccionar, las disponibilidades y utilización, se pueden calcular como sigue: HE

= Horas existentes = 365 x 24 = 8760 Horas /año

HP

= Horas programadas = nº de días x relevos /día x horas /relevo

HT

= Horas trabajadas por el equipo o la flota

HTc

= Horas de tacómetro

HPEM

= Horas de paradas por reparación y mantenimiento.

Las horas trabajadas son las horas programadas menos las horas de paradas por reparación y mantenimiento (HT = HP - HPEM) y de ello resultan las siguientes fórmulas de control de la calidad del mantenimiento y de su organización. % UTILIZACIÓN = HP / HE *100 % DISPONIBILIDAD = HT/ HP *100 % RITMO = HTc /HT 100 % EFICIENCIA = UTILIZACIÓN * DISPONIBILIDAD * RITMO

FACTORES QUE AFECTAN AL MOVIMIENTO DE LOS MATERIALES ROCOSOS Durante la etapa de selección de un sistema de movimiento de materiales, se tienen que analizar muchos detalles que aseguran la opción menos mala para una aplicación particular. Las combinaciones pueden ser numerosas, por lo que a manera de guía, a continuación se hace un listado de los factores más sobresalientes a considerar. A) TIPO DE MATERIAL Roca fragmentada con explosivos; roca desgarrada (con ripper), materiales sueltos, tierras, arenas o arcillas, etc. B) CONSIDERACIONES GEOLÓGICAS


Laboreo III

Estratos inestables. Niveles freáticos y sus efectos sobre los estratos. Rumbo y buzamiento de los estratos. Presencia o ausencia de discontinuidades, fallas o fracturas. Efectos de transmisión de las ondas de choque causadas por explosivos. c) Consideraciones geográficas Clima. Topografía. Accesibilidad. Disponibilidad de agua y fuentes de energía. d) Caminos de transporte Longitud y ancho de las pistas. Pendientes (favorables y adversas). Resistencia a la rodadura. Tracción y flotación. Sinuosidad. Medidas de seguridad. e) Criterios fundamentales de la planificación minera •

Vida estimada de la operación (puede afectar el uso y obsolescencia del equipo).

•

Ritmo de la producción (continuo o intermitente).

•

Tonelaje total a ser movido por día (estéril y mineral).

•

Capacidad de las zonas de descarga (estación de trituración, vertederos, etc.).

•

Flexibilidad de los equipos de arranque y transporte

Efecto de los factores anteriores en la selección del equipo Los factores enumerados van a tener una importancia decisiva en la operación de los equipos en los siguientes aspectos: •

Inversión de capital y en consecuencia el coste operativo por hora o por tonelada.

•

Tipo de energía principal y trasmisión en las unidades móviles.

•

Equipo móvil o semimovil.

•

Maniobrabilidad de los equipos.

•

Tamaño y peso de las unidades.

•

Relación peso-potencia.

•

Maniobras de carga y descarga de materiales.

•

Necesidades de equipos auxiliares de servicios.

•

Versatilidad y movilidad

•

Profundidades de la excavación.

•

Sistemas de seguridad y control en la operación.

•

Vida estimada del equipo.

•

Obsolescencia y valor de rescate.

4.3.1.EQUIPO DE CARGA MINEROS MÁS CONVENCIONALES En la actualidad existen tres tipos de excavadoras que se usan como máquinas mineras de carga: la excavadora de cables, la de desmonte y la dragalina. Debe reconocerse que la máquina principal de carga en la minería moderna y no lo fue menos en la antigua, es la


Laboreo III

excavadora minera o de cables que no ha sido superada por las modernas soluciones como la pala de neumáticos, la mototrailla o la llamada excavadora hidráulica, bien frontal o retro. La diferencia básica entre estas tres máquinas excavadoras estriba en el tipo de trabajo que realizan; la excavadora ha sido diseñada fundamentalmente para excavar y cargar un material previamente fracturado dentro de volquetes, vagones de ferrocarril o en algún otro sistema similar de transporte, en tanto que la dragalina se emplea básicamente en el desmonte de depósitos sedimentarios superficiales, donde su función es descubrir la capa de mineral económico retirando el material estéril que cubre a éste, para colocarlo fuera del área donde extraer el mineral. Las excavadoras de cables difieren de las de desmonte en su tamaño y potencia total, en su principio de operación y en su brazo de alcance que llega a tener longitudes de 60 m o más, además de su gran capacidad de carga (cucharones de más de 150 m3, contra 45 m3 de las excavadoras de cables) Las dragalinas, dado su enorme peso, el cual depende de su tamaño, operan sobre trenes de orugas o bien sobre unas grandes zapatas "caminantes", que incorporan unos mecanismos hidráulicos niveladores del sistema motriz de desplazamiento.


Laboreo III

4.3.1. LAS EXCAVADORAS Para las excavadoras de cable o llamadas también mineras, existen en el mercado varias marcas y modelos standard: eléctricas y algunas muy pocas, con motores de combustión diesel. Sus pesos varían desde 230 a 1 520 toneladas y pueden utilizar capacidades de cucharón desde 7,6 a 45,8 m3 (10 a 60 yd3). La siguiente tabla muestra algunas de las características más importantes de las excavadoras de cable del mercado norteamericano y también muy populares en la minería sudamericana: MARCA

BUCYRUS ERIE

CLARK DIESEL

P&H

MARION NORTHWEST

MODELO

RADIO VERTIDO (m)

CAPACIDAD CUCHARON 3 (m )

PESO (Tm.)

ALTURA DE CORTE (m)

ALTURA DESCARGA (m)

LONGITUD DE PLUMA (m)

155 B 195 B 290 B 295 B 295 B 395 B

12.42 14.25 16.31 16.15 16.61 19.76

8.40 12.22 15.27 19.10 20.62 25.96

258.3 353.2 464.4 575.2 603.4 822.6

11.43 12.80 15.01 14.63 13.79 1783

4.77 5.79 7.01 7.01 7.16 7.82

11.58 12.65 14.33 15.24 15.24 17.07

2400 LS

12.93

8.40

230.6

13.06

5.36

12.19

1900 AL 2100 BL 2300 2800 5700

15.85 16.92 17.35 1923 2261

11.45 15.27 20.62 27.49 45.81

370.0 494.9 640.6 851.7 1 520.9

12.95 14.55 15.54 15.70 19.66

5.79 6.04 6.04 6014 7.70

12.19 15.24 15.24 15.54 18.90

151 M 191 MHR 201MHR 204 M2

14.78 16.08 17.07 10.67

10.69 11.45 17.56 22.91

232.4 460.8 584.8 628.8

14.63 13.82 15.85 15.24

6.32 6.71 7.26 7.77

13.72 14.33 15.70 ----

180 D

9.83

7.64

119.0

10.31

---

8.53

En los últimos 20 años la capacidad de los volquetes de transporte para el movimiento de rocas, se ha incrementado tremendamente, lo cual ha obligado también a crecer las cubas de las excavadoras para seguir llenando el volquete con 3 a 5 cubadas. Los modelos de excavadoras más recientes, están accionadas por motores diesel, diesel eléctricos o totalmente eléctricas, que son las más habituales, con unos mecanismos de elevación operados por sistemas hidráulicos o de cables y además de ser de una mayor capacidad, poseen importantes innovaciones, entre las que se pueden mencionar las técnicas eléctricas que convierten la corriente alterna en corriente continua, para alimentar los motores que cumplen con las diferentes funciones motrices de la excavadora. Durante muchos años, la corriente de alimentación de las excavadoras ha sido la corriente alterna, convertida a corriente continua por el sistema Ward-Leonard, a través de


Laboreo III

un motor-generador (MG) y unos generadores asignados a cada movimiento de la excavación. Este sistema tan popular hasta hace algunos años, ha sido ahora reemplazado en muchos modelos recientes, por técnicas eléctricas más sofisticadas como es el uso de rectificadores controlados (Tiristores, static control), para convertir la corriente alterna para los motores de corriente continua, que mueven las diferentes transmisiones de las palas, con un ahorro de energía en la transformación de la corriente de entre un 10 y un 15%. Existen dos ventajas en las unidades equipadas con tiristores sobre su equivalente en MG (motor-generador): (a) Consumen menos energía por tonelada excavada (b) Disponibilidad más alta y un costo de mantenimiento mas bajo. Otras innovaciones que poseen las excavadoras de fabricación reciente, son los sistemas de control de frecuencia, lo que las hace más rápidas en el ciclo de excavación, mayor velocidad de elevación, mejor aceleración en el cable principal, en la velocidad de giro, en la penetración y en el avance (propel), todo lo cual conduce a una disminución notable en el ciclo total de la operación. El uso de sistemas computarizados en las excavadoras, es otra innovación reciente que controla su operación, mantenimiento y detección de fallos en los diferentes mecanismos y componentes. En

general,

las

excavadoras

eléctricas son las más solicitadas por la mayoría de las empresas que operan a cielo abierto; sin embargo en los casos en que la vida productiva

de

la

operación

es

relativamente corta o cuando el abastecimiento

de

inadecuado

inexistente

o

energía

es y

el

movimiento frecuente del equipo hace poco práctico el manejo de cables alimentadores eléctricos, el uso de unidades diesel o hidráulicas puede resultar preferible, aunque han sido desplazadas por las palas sobre neumáticos. Las excavadoras eléctricas poseen grandes ventajas


Laboreo III

en los trabajos donde deben permanecer confinadas en zonas relativamente pequeñas y por largos períodos, como frecuentemente resulta ser una operación a cielo abierto. Los factores más importantes en la operación de las excavadoras eléctricas, son su larga vida, sus bajos costos de operación y su cada vez más creciente fiabilidad. Factores que influyen en la selección de las excavadoras. La siguiente lista puede dar una idea de los factores que deben ser considerados enel momento de la selección de las excavadoras eléctricas en comparación con otros equipos cargadores: •

La excavadora eléctrica se puede considerar como una máquina poco flexible en su operación, ya que básicamente sólo ha sido diseñada para excavar y cargar materiales volados, por ello hay que planificar más su trabajo, lo cual obliga a una planificación y a una separación temporal entre la voladura y la carga del material.

•

Debido a los altos costos de inversión, las excavadoras normalmente están destinadas a ser usadas en los proyectos de larga vida. La vida operativa promedio de una excavadora está entre las 50 000 y 60 000 h., por lo que deben trabajar durante largos períodos para que los beneficios de su bajo costo de operación se puedan cumplir. Dado que el grueso de la amortización de cualquier máquina generalmente se efectúa en los primeros 3 ó 5 años, para las operaciones a corto plazo no resultan recomendables las excavadoras, ya que prácticamente es imposible negociar o vender de segunda mano una excavadora eléctrica de grandes dimensiones a la mitad de su vida útil, dejando al dueño original un valor residual de cero.


•

Laboreo III

Las excavadoras eléctricas presentan el problema particular relacionado con la distribución de la energía y por tanto del manejo de los cables alimentadores. Para que el rendimiento de la máquina sea óptimo es importante diseñar un sistema adecuado de distribución y abastecimiento de la energía eléctrica.

•

El diseño y la construcción de una excavadora, involucra el uso de motores eléctricos y controles electrónicos muy sofisticados, con lo que la fiabilidad y eficiencia de la máquina es excepcionalmente grande. La mayoría de los controles vitales, se localizan en la cabina de mando, muchas de las cuales y en particular las de las excavadoras más grandes, están equipadas con calefacción y aire acondicionado (filtrado y presurizado), con lo que se impide la entrada de polvo durante la operación. En estas condiciones de comodidad, los operadores trabajan en situaciones muy favorables en cualquier clima y lugar con el consecuente beneficio de un mejor rendimiento en la operación de la máquina.

Consideraciones en la selección La siguiente lista genera una serie de puntos importantes en la selección de una excavadora: • Producción diaria requerida. • Tonelaje total a remover. • Dimensiones del área de operación de la pala. • Número de frentes o bancos de trabajo. • Capacidad de las unidades de transporte • Disponibilidad requerida • Tipo de material por cargar. Granulometría esperada de la voladura. Factor de llenado. La formula de cálculo de la capacidad de una maquina excavadora cíclica es: 3600 * Cc * E * F * H * A Producción en material suelto = ---------------------------------------tc

(m3s/h)

3600 * Cc * E * F * H * A * V Producción en material en banco =---------------------------------------- (m3 b/h) tc siendo: Cc = Capacidad de la cuba (m3).


Laboreo III

Distinguir y definir siempre entre m3s o m3b según sea suelto o sólido en banco E = Factor de eficiencia F = Factor de llenado de la cuba H = Factor de corrección por altura de la pila A = Factor de corrección por el ángulo de giro V = Factor de conversión volumétrica de sólido a suelto. tc = Ciclo de carga de una cuba en segundos. Este tema de control de la producción se desarrolla en el Bloque 2 de la asignatura de Evaluación y Planificación minera de 5º Curso La aplicación de las excavadoras, puede ser resumida como sigue: Ventajas. • Construcción robusta. Adecuadas para trabajos fuertes de excavación y carga. • Eficiencia y fiabilidad excelentes. Mejor disponibilidad. • Menores costos de operación en proyectos grandes. Desventajas: •

Limitaciones en su movilidad y flexibilidad.

•

Altos costos de inversión.

•

Necesidad de una planificación adelantada y de grandes voladuras

Excavadora eléctrica de cable modelo PH 2100 con cuba de 17 m3

Características y dimensiones principales


ALCANCE Y DIMENSIONES A

Angulo del aguilón

B

Longitud del aguilón

C

Longitud de los brazos del cucharón

D

Radio de descarga a la máxima elevación

Laboreo III

Metros 450 13.41 9.14 15.80

D1 Radio de descarga (máximo)

17.53

E

Altura de corte (máxima)

14.15

F

Radio de excavación (máximo)

20.09

G

Radio a nivel del terreno

13.49

H

Altura de descarga (máxima)

I

Espacio libre de punta del aguilón a la altura de las poleas

14.40

J

Espacio libre al radio de las poleas de la punta del aguilón

13.46

K

Radio al extremo trasero de la pala

L

Altura máxima sobre el pórtico

9.12

7.16 10.29

M Ancho total de las orugas

7.31

N

Longitud total de las orugas

8.23

O

Luz (claro) sobre el terreno

0.56

P

Altura desde el terreno hasta la parte inferior del contrapeso

2.44

Q

Centro de rotación al pasador de la base del aguilón

2.90

R

Altura desde terreno hasta el pasador de la base del aguilón

3.81

S

Altura desde terreno hasta la parte superior de la cabina principal

6.88

S1 Altura desde terreno hasta parte superior de cabina del operador

8.53

T

6.40

Ancho de la cabina

DRAGALINAS La dragalina no tiene el empuje efectivo de excavación de una excavadora de desmonte, debido a que el cucharón no tiene el peso ni se mantiene alineado por unas estructuras rígidas, lo que le permite rebotar, inclinarse hacia adelante o desviarse lateralmente cuando encuentra material duro o no fragmentado.


Laboreo III

La ventaja principal de la dragalina sobre otros equipos de carga, es su gran alcance, tanto para excavar con profundidad desde una posición fuera del tajo de explotación, como para descargar a una gran distancia de la máquina. Debe preferirse cuando la resistencia del material no es muy alta y donde la superficie original presenta unas mejores condiciones que la producida dentro de la zona de carga del mineral debido a las condiciones de los materiales. Las dragalinas se identifican por su método de traslación, por su tamaño y principalmente por su capacidad de cuba y longitud de la pluma, en tres tipos: Montadas sobre chasis de camión. Este tipo esta considerado como la unidad de mayor movilidad, pero poco usado en minería. Las dimensiones de la máquina están limitadas por el tamaño del chasis de base, por lo que se le puede considerar como un equipo de baja capacidad, si se le compara con las de los otros tipos y por ello más apropiada para pequeñas operaciones de obras públicas o en graveras de materiales en el fondo de ríos. Para incrementar la estabilidad de la unidad cuando opera en maniobras laterales, se aplican aparejos o cilindros de apoyo como parte integral del chasis de la unidad. Montadas sobre orugas. La longitud y el ancho de las orugas, deben reducir la presión del cojinete principal de giro e incrementa la estabilidad para no clavarse en el terreno. Estas máquinas suelen trabajar sobre superficies blandas y lodosas donde sus semejantes montadas sobre neumáticos, experimentarían graves o insolubles problemas de tracción y estabilidad. Son las más propiamente clásicas en la minería de trasferencia o descubiertas.


Laboreo III

Sobre zancas o “Walking dragalines”. Estas máquinas están montadas sobre una base circular de gran diámetro que les permite "arrastrarse" o "caminar", cuando se accionan unas zapatas metálicas gigantes que levantan la máquina unos cuantos centímetros. La base circular y la robusta pluma, le proporcionan una excelente estabilidad en condiciones muy rudas de operación. Hoy en día, las dragalinas caminantes constituyen los equipos más grandes que se fabrican, con unas plumas de hasta 150 m y unos cucharones de hasta 200 m3. lo cual las ha convertido en las más utilizadas en los proyectos de minas de carbón más grandes y nuevos del mundo. Ventajas. • Útil en desmontes por debajo de lámina de agua. • En materiales blandos, que no requieren usar explosivos. • Útil en excavaciones por debajo del nivel de operación. • Capaz de remover cortes de bancos muy altos en una sola maniobra. • Capaz de excavar en materiales semiconsolidados. • Eficiente en condiciones lodosas e inestables. Desventajas. • Altos costos iniciales de inversión. • Sólo puede emplearse en unas operaciones especializadas. • No puede trabajar en pendientes pronunciadas o en pisos irregulares. • Donde el desmonte esté constituido por roca resistente, deberá estar adecuadamente fragmentada o al menos prevolada. 4.3.3. PALAS CARGADORAS FRONTALES Los palas cargadoras frontales son equipos de excavación de tierras, de carga de rocas medias y de transporte a cortas distancias, que tienen un cucharón o cuba que se acopla en la parte delantera de la unidad motriz. En el mercado existen dos tipos: el modelo montado sobre neumáticos y el modelo sobre orugas. En cuanto al manejo de los sistemas hidráulicos, controles automáticos, cucharones y motor, ambos tipos se rigen en forma general, bajo los mismos principios. Palas de orugas vs. Palas de neumáticos. Cuando se contempla la adquisición de palas cargadoras frontales, se tienen que evaluar las condiciones de la operación. En caso de que el terreno sea extremadamente abrasivo, las palas de neumáticos deberán ser seleccionadas en lugar de las orugas. En lugares donde la


Laboreo III

máquina deba moverse sobre roca fragmentada, (donde se agudiza el problema de rotura de neumáticos) o en zonas con materiales blandos o lodosos las palas de orugas deben ser consideradas. Dado que las palas de orugas operan sobre su propio "camino de rodadura" cuando se mueven, no existe resistencia que tenga que ser vencida cuando la unidad trabaja en terrenos flojos y/o lodosos. La resistencia a la rodadura ofrecida por una unidad equipada con neumáticos, puede llegar a ser tan grande como 180 Kg. por tonelada de peso del vehículo. Debido a que las estructuras de las de oruga son más rígidas y adolecen del "balanceo" que proporcionan las neumáticos, están más expuestas a sufrir más fallos estructurales y fatigas en sus componentes metálicos que los de ruedas neumáticas. Usos como máquina de carga La selección de una pala frontal como máquina primaria de carga, debe estar fundamentada en las siguientes condiciones: •

Cuando se requiera una movilidad continua en las operaciones por existir múltiples bancos y/o cuando se requiera obtener una composición homogénea de minerales, a base de mezclar materiales de calidad diferente en los bancos o en los stocks de materias primas.

•

Cuando los costos de inversión para la adquisición de una excavadora no puedan estar justificados.

•

Cuando el material rocoso es poco resistente o son tierras y suelos.

•

Para materiales más resistentes se debe contemplar el apoyo de un tractor de orugas.

•

Cuando la distancia del transporte es inferior a los 100 m en que puede trabajar como sistema LHD (Load-Haul-Dump)

Palas vs. Excavadoras A pesar de que las palas cargadoras frontales poseen mucho mayor movilidad que las excavadoras mineras, la pala solo está capacitada para realizar trabajos de "carga y transporte", LHD, en los cuales éste puede reemplazar económicamente a una excavadora y a una pequeña flota de volquetes, en distancias de hasta 100 metros. En la tabla que se adjunta, se hace una sencilla comparación entre los rendimientos de las palas y de las excavadoras. La producción estimada de las excavadoras está basada en un ángulo de giro de 90o, una altura óptima de excavación, un piso nivelado y un factor de llenado favorable.


Laboreo III

EXCAVADORAS 3

TAMAÑO (m ) Producción promedia en Tm. /h al 50% de eficiencia

PALAS

4

6

7

9

12

10

700

900

1500

1800

2100

1000

La producción promedio de una pala de 10 m3, se encuentra entre las producciones de las excavadoras de 5 y 7 m3, aunque se han dado casos donde la producción de los palas sube por encima de estos límites. Por lo anterior, cuando se comparan las producciones de excavadoras y palas cargadoras se puede aplicar la siguiente regla empírica: "Una excavadora eléctrica equipada con un determinado tamaño de cuba, producirá aproximadamente la misma cantidad de material en un período de tiempo conocido que la que podrá producir una pala con una cuba del doble de tamaño y por ello en principio su coste por tonelada puede llegar a ser mucho menor" Las palas tienen una aplicación muy amplia en todas las operaciones de minería, de obras públicas y construcción alrededor del mundo. Se puede decir que no hay industria minera que tenga que manejar materiales a granel que no cuente con una máquina de este tipo, lo único que puede variar será la capacidad del cucharón, dependiendo del uso y volumen del material a mover por hora o por día. Su competitividad con las excavadoras consiste principalmente en su gran movilidad y versatilidad para una variedad muy amplia de trabajos, sobre todo las palas montadas sobre neumáticos. Las palas sobre orugas tienen mayor una demanda en terrenos escabrosos, lodosos, desnivelados y en general, “malos”, donde se requiere una flotabilidad en pisos de poca resistencia. Por su movilidad y versatilidad, las palas de neumáticos han aumentado tremendamente su número en todo el mundo, en los últimos veinte años. Las palas en la minería a cielo abierto y en la subterránea (con algunas modificaciones como el perfil bajo), están siendo cada vez mas una máquina de carga y transporte extraordinaria, lo cual ha venido a aumentar los niveles de productividad de las empresas. Las máquinas de gran capacidad son muy eficientes en el desmonte de tajos y en carga primaria, donde el de las excavadoras resulta problemático. También se les usa con gran éxito en substitución de las excavadoras en momentos de mantenimiento o reparación. Las palas más pequeñas sirven como unidades de mantenimiento de


Laboreo III

caminos, pistas de transporte, construcción de bordes en las presas de residuos de tratamientos, en limpieza del área de explotación, en maniobras, etc., casi muchas veces supliendo a un tractor de neumáticos e incluso de orugas.

El desarrollo de las bombas y los cilindros hidráulicos de alta presión, ha dado lugar a unas palas más compactas, con una gran potencia en los brazos de elevación, en los mecanismos de penetración y en los cilindros de giro, ya que al ser articuladas pueden girar hasta 45º a cada lado del centro Las palas, en comparación con las excavadoras, poseen ciertas ventajas y desventajas, algunas de las cuales se indican a continuación: Ventajas: •

Menor costo de adquisición.

•

Mejor adaptación en áreas de carga reducidas.

•

Mayor y mejor movilidad.

•

Más versatilidad en los cambios de tareas.

•

Pueden levantar cargas y transportarlas en distancias cortas.

•

Pueden alimentar directamente a tolvas, machacadoras y/o cintas, si el material cumple con las especificaciones de operación de cada equipo.


Laboreo III

Desventajas: •

Menor vida útil. Prácticamente la mitad que una excavadora.

•

Costes más elevados por desgaste de neumáticos y reparaciones.

•

Mayor tiempo del ciclo de carga que una excavadora

•

Su estructura es menos fuerte y puede fallar,

•

Menor radio de giro.

•

Menor alcance (altura) en carga de volquetes.

•

Menor comodidad en su operación.

•

Menor altura del banco y uso constante de tractor en rocas voladas.

•

Mayor consumo energético por unidad de producción

•

Por todo ello mayor coste por tonelada

Pala cargadora frontal CAT 992 con cuba de 10 m3 Transmisiones. Dependiendo del fabricante, existen en el mercado tres clases de transmisiones 1. Mecánica con Convertidor de par y Power-shit. Convertidor de par y una caja de cambios hidráulica con trasmisión cardán a los mandos finales planetarios de los dos ejes motores. 2. Conjunto motor diesel – generador eléctrico. Motores eléctricos de corriente continua conectados uno al planetario del eje delantero y el otro al planetario del eje trasero, controlando la velocidad electrónicamente en ambos casos. 3. Conjunto motor eléctrico generador. Con motores eléctricos en cada rueda, se elimina la transmisión. Están gobernados electrónicamente y además cuentan con un freno adicional dinámico ó retardador, que reduce la velocidad


Laboreo III

de la máquina, cuando los motores de las ruedas actúan como generadores, sobre todo en pendientes descendentes. 4) Las palas cargadoras como equipos auxiliares de servicios. Las palas cargadoras frontales son consideradas como unas máquinas primarias de carga, sin embargo debido a su gran versatilidad se desenvuelven como equipos auxiliares o como palas de reserva de las excavadoras. Cuando se las emplea cargando rocas pueden ser usadas para el mantenimiento o apertura de nuevos caminos de y rodadura; para esparcir material fino en los pisos de los bancos; para rellenar baches; para cargar mineral de la pila de materia prima a la machacadora primaria; para manejo auxiliar de equipo pesado; para limpieza alrededor de la pala cargadora e incidentalmente, para cargar y excavar material de un banco. Ventajas: • Cuando se explotan minerales de demanda cambiante, su relativamente bajo costo de inversión y su facilidad de reventa, favorece las consideraciones de adquisición de estas máquinas. •

La operación y el mantenimiento de una pala, requiere de menos destreza y capacitación que para una excavadora eléctrica.

•

Las palas pueden trabajar obviando la necesidad de un tractor "limpiador", ya que ellos mismos pueden realizar este trabajo entre viajes de las unidades de transporte.

•

Cuando se evalúe una pala contra la excavadora como unidad de carga, se debe considerar

la

recuperación

de

la

inversión.

Alta

producción

y

costos

comparativamente más bajos, pueden inclinar la decisión en favor de las palas frontales. Existen en el mercado distintos fabricantes, con una gama muy amplia de capacidades de cuba y potencias en las palas cargadoras frontales destinadas a las diferentes tareas por realizar y con características que se adaptan para cada tipo de material a excavar. Las capacidades de cucharón, varían desde 2 hasta 18.3 m3, tal y como aparecen en la siguiente tabla.


MARCA CATERPILLAR

CLARK MICHIGAN

INTERNATIONAL

MARATHON LE TOURNEAU

TEREX

TOJAN

DART

Laboreo III

MODELO

H.P.

980 C 980 B 992 C 994 B 75 B 125 B 175 B 275 B 275 B1 475 C 475 C1 675 540 H-90E H-100 560 H-400C 580 L 600 L 800 L 800(1) L 800(2) L 1200 72-51B 72-61 72-71B 72-81 2000 2500 3000 5500 7500 D 600 D 800 C

270 375 690 1 250 154 212 279 360 360 632 632 658 189 239 290 415 580 1,075 525 860 860 860 1 200 231 307 388 434 165 182 238 288 400 700 800

CAPACIDAD (m3) 4.04 5.34 9.54 18.60 2.29 3.05 3.82 5.34 4.96 9.16 9.16 18.33 2.90 3.05 3.44 4.96 8.40 16.80 7.64 17.56 16.80 16.80 16.80 3.44 4.20 5.73 6.11 2.29 3.05 3.44 4.58 5.73 9.16 15.27

ALCANCE MAXIMO 3.15 3.18 4.47 5.60 2.74 3.00 3.02 3.20 3.86 4.16 4.54 6.14 3.05 3.00 3.03 3.76 4.16 5.36 4.09 5.03 5.64 4.67 7.74 3.02 3.12 3.61 3.96 2.82 3.10 3.15 3.28 3.53 4.72 5.66

PESO (toneladas) 26.33 36.41 81.59 190.75 13.32 18.70 23.48 36.06 38.71 73.35 73.91 179.15 16.23 18.28 21.20 34.60 56.74 131.25 59.93 84.22 83.17 91.25 148.46 18.49 27.00 38.55 52.82 12.91 13.66 18.56 26.64 35.63 84.31 90.94

4.3.5. LAS EXCAVADORAS HIDRAULICAS En la actualidad se encuentra en el mercado una nueva generación de excavadoras hidráulicas cuyas capacidades de cucharón varían entre 10 y 25 m3, con pesos que van de 150 a 540 toneladas y con una robustez en su diseño estructura mucho más adecuada para las operaciones mineras. Entre las marcas más conocidas, se pueden encuentran las siguientes: P&H 1200 de 10 metros cúbicos; Poclain 1000, Liebherr 992 y Demag H48 de 23 metros cúbicos; Hitachi EX 3500 de 18 a 25 metros cúbicos y Caterpillar 5230.


Laboreo III

Las excavadoras hidráulicas son una competencia de las excavadoras de cables, entre otras cosas, por las siguientes ventajas: •

Mejor selectividad en la explotación.

• Buena fuerza de penetración al

banco. •

Atacan a diferentes alturas del banco

• Son de menor peso y potencia

•

Menor coste de adquisición.

• Mayor flexibilidad operativa

EXCAVADORA HIDRAULICA DEMAG.


Laboreo III

Componentes principales de una excavadora hidráulica 1. 2. 3. 4. 5. 6. 7. 8. 9. 10. 11. 12.

Motor Diesel de potencia. Tanque de combustible. Deposito de aceite. Válvulas de control. Cilindros de pluma. Cilindro de empuje. Cilindro de cucharón. Cilindro de compuerta. Unidad de giro con motor y freno. Anillo de giro de antifricción. Mandos finales con motores de tracción. Oruga con ajuste de tensión.

Elementos de desgaste de una pala y de una excavadora o dragalina Las partes que están más expuestas a la abrasión son principalmente, el cucharón mismo y las herramientas de corte como labios, cantoneras y dientes, junto a los neumáticos de la pala de los que se hablará en el capítulo correspondiente. Los componentes principales de un cucharón de pala o de excavadora son: • Cuerpo del cucharón, con fondo y labio. • Horquilla y pasadores. • Compuerta. • Protectores de bastidor. • Protectores de labio frontal. • Freno de compuerta. • Placa “de cierre”. • Adaptadores. • Dientes. • Protectores del adaptador. • Cuñas “C”. • Cuñas y candados. • Pasadores del cilindro del cucharón.

De todos los componentes del cucharón, sólo la horquilla, pasadores y pistones en las palas hidráulicas, tienen el desgaste del uso normal, el resto están expuestos a abrasiones muy severas.


Laboreo III

4.4. EL TRANSPORTE MINERO. El objetivo fundamental del transporte, es el desplazamiento de los materiales mineros, desde el punto de carga hasta su destino final ó lugar de descarga. Dentro de la mina los puntos de carga y los “vertederos” del estéril sufren un desplazamiento continuo, el único punto que es estable suele ser la tolva de la machacadora, si ésta es una estación fija. La cantidad de los materiales que se transportan se cuantifican en Tm. ó en m3 sueltos. Un sistema de transporte comprende, tanto el transporte del mineral como el del material estéril, además de aquellos materiales, personal ó insumos necesarios para mantener la unidad en producción, especialmente en el cálculo del transporte de los pozos de interior Para transportar los diferentes materiales se puede hacer o por el mismo camino ó por caminos diferentes, dependiendo de la dirección donde tales materiales deban ser depositados. Cuando el transporte se hace por una sola vía se llama concentrado y cuando se realiza por vías diferentes, se denomina distribuido. En el caso de las minas a cielo abierto que empleen volquetes “fuera de carretera”, el transporte es distribuido, debido a que el estéril se destina a puntos diferentes (terreros o vertederos) para su vertido, todo ello con el objeto de optimizar las distancias de transporte, en función de los puntos de carga, los cuales son dinámicos a través de la vida operativa de la mina. En las minas a cielo abierto, los principales medios convencionales de transporte lo constituyen los siguientes equipos: ♦ VOLQUETES fuera de carretera. • Con descarga trasera. • Con descarga por el fondo. • Tractor y remolque (“trailla”) o góndola con descarga trasera. • Tractor y remolque (“trailla”) o góndola con descarga lateral. • Tractor y remolque (“trailla”) o góndola con descarga por el fondo. ♦ TRAILLAS. • Mototrailla convencional. • Mototrailla en tandem. Push-Pull • Mototrailla autocargable ♦ CINTAS TRANSPORTADORAS. ♦ LOCOMOTORAS Y VAGONES. ♦ MINERODUCTOS O TRANSPORTE HIDRAULICO


Laboreo III

Uno de los mayores problemas o retos a dominar en la minería es y será siempre el transporte de los materiales que puede dividirse en: │ Interno en la mina a cielo abierto e interior Transporte

│ Externo desde la mina a la planta de concentración │ Exterior hacia el Mercado

y que pueden suponer, en la mayoría de los casos mineros, hasta un 50% de la Inversión y otro 50% del coste de operación, lo cual es, evidentemente, el mayor de los costos de proceso y también de los conceptos, superior, por tanto, a los costos generales, financieros o energéticos. Los medios de transporte convencionales internos en la MCA son: │Volquete minero Medios convencionales

│Ferrocarril │Cinta transportadora │Mineroducto o tubería de sólidos

Clasificación y selección del sistema de transporte La elección del transporte viene definido por los siguientes factores: │ Discontinuo como los volquetes o el ferrocarril Por el sistema

│ Mixto, que es lo más normal en el conjunto │ Continuo, como las cintas o los mineroductos

Por el Tonelaje-Kilométrico anual: La unidad de medida del transporte minero es la TKU = Tonelada-kilométrica unitaria, que resulta de multiplicar el tonelaje a transportar por la distancia media que separa los puntos de la carga y la descarga. Una primera aproximación a la elección del sistema puede ser por las siguientes dimensiones: Ferrocarril y cintas:

Para distancias y producciones mayores de 100 M.TKU/año.

Volquetes

Flexibilidad total según la capacidad del volquete y la flota

Transporte por tubería

Para producciones y distancias mayores de 200 M.TKU/año

Por el perfil del transporte: Pendiente

│ FFCC.

< 5% máxima y

2% media

│ Volquete

< 12% "

y

8%

│ Cinta

< 50% "

y

15 % "

│ Mineroducto > 50% “

y

variable

"


Laboreo III

│Volquete Por la distancia

Por su vida

entre 200 y 3.000 m

│Trenes -

> 30.000 m

│Cintas -

> 4.000 m

│Mineroducto -

> 100 Km.

│ Volquetes

entre 5 y 10 años

│ Cinta

entre 10 y 30 años

│ Ferrocarril

> 30 años

│ Mineroducto

> 30 años

Por su tipo de consumo energético (entre 10 y 1000 gramos equivalentes de petróleo /tonelada-kilométrica) │Gas-oil en Motor Diesel, │Eléctrico │Carbón - vapor │Manual o animal │Gravedad La mejor respuesta para decidir un sistema de transporte es aquella que obtenga el menor coste de la tonelada-kilométrica en el futuro próximo, teniendo en cuenta la tendencia de los precios de los combustibles o forma de la energía utilizable, aprovechando al máximo la gravedad existente entre la salida y la llegada del material. Sistemas menos convencionales internos y externos Además de los sistemas convencionales se dispone de una gran variedad de sistemas aplicables en casos no muy frecuentes pero que pueden señalar las tendencias de futuro: Mototraillas Skips sobre plano inclinado en talud. Palas o tractores en distancias cortas. LHD para menos de 200 m Mixto cinta-camión con trituradora en mina Mixto de sistemas de cielo abierto y de interior. Avionetas o helicópteros para transportes especiales Submarinos para explotar el fondo de los mares o bajo los casquetes polares Tuberías para el transporte de torpedos circulares de gran diámetro.


Laboreo III

4.4.1 LOS VOLQUETES MINEROS A partir de la década de los años 60 en que comenzó la evolución de los vehículos de transporte “fuera de carretera” con motores cada vez más potentes y ocupando menos volumen (lo que antes eran de uso exclusivo de barcos y locomotoras), los volquetes han desplazado a las locomotoras y los vagones tanto en la minería a cielo abierto como en la subterránea, debido a la gran movilidad y flexibilidad que tienen para cambiar de lugar de trabajo, transitar por pendientes ascendentes y descendentes cada vez mayores y con unos radios de curva menores y lo mismo en las estaciones de machaqueo como en los “vertederos”, no se requieren instalaciones especiales ni de grandes espacios en las áreas de carga y descarga.

A B C D

Motor Chasis Trasmisión Cilindros de elevación

E F G H

Suspensión Caja Visera protectora Cabina del conductor

La capacidad de carga viva en los volquetes mineros, se ha incrementado en unas 10 veces durante los últimos 30 años. Con tales incrementos en las capacidades, surgieron también importantes modificaciones en los volquetes, tales como el uso general de motores con turboalimentadores y postenfriadores y la aparición de unos neumáticos muy especiales como los de alma metálica. En otros modelos (los mayores a las 100 toneladas de capacidad), se sustituyó el tradicional sistema de transmisión mecánica con caja de velocidades y mandos finales, por unos componentes motrices accionados por motores


Laboreo III

eléctricos (ruedas motorizadas) La siguiente tabla ilustra las marcas comerciales más conocidas en el mercado minero, sus capacidades y los modelos que usan trasmisiones eléctricas a los motores traseros. CAPACIDAD TEREX Tm Ts 31.8 40.8 45.4 54.4 68.0 77.1 90.8 108.9 117.9 136.1 154.2 172.4 181.4 217.7 226.8 317.5

35 45 50 60 75 85 100 120 130 150 170 190 200 240 250 350

X X

CAT

EUCLID

HAULPAK

KOMATSU

H.P.

X X X

X

X

X

X

X X X X X X

450 600 650 680 700 870 900 1000 1290 1600 1705 1800 2000 2400 2400 -

X X X X X X

X X

X

X X X

X X X X

X X X

X X X

X X

X

X X

TRASMISIÓN ELÉCTRICA

GE 772 GE-772 GE-772 GE-776 GE-776 GE-787 GE-787 -

Tm. son Toneladas métricas de 1 000 Kg. Ts. son toneladas cortas de 2000 libras equivalentes a 901 Kg.

Volquetes con descarga trasera En estas unidades, tanto la caja como los componentes mecánicos y eléctricos, están montados sobre un chasis y la descarga se hace por medio de cilindros y pistones hidráulicos de elevación que vienen montados en el vehículo como equipo estándar. Los


Laboreo III

volquetes con descarga trasera vienen montados sobre dos o tres ejes. Los de dos ejes, llevan cuatro ruedas con tracción en el eje trasero y dos ruedas en el delantero, muy raramente los pueden fabricar con tracción en las seis ruedas. En los de tres ejes, los dos traseros tienen tracción con cuatro ruedas cada uno y en el eje delantero dos ruedas direccionales, siendo poco apreciados por los operadores mineros al incrementar el problema de mantenimiento y exigir un mayor radio de curvas en las pistas mineras. Las características más importantes de los volquetes mineros son: •

Pueden acarrear cualquier tipo de material rocoso con diferentes granulometrías.

•

Tienen buena velocidad en las pendientes.

•

Poseen una buena tracción (más del 65% del peso está en el eje de tracción).

•

Son buenos aun en caminos malos.

•

Tienen un alto grado de maniobrabilidad debido a su menor radio de giro.

•

Son resistentes al impacto de la carga.

•

Buenos para descargar en áreas reducidas e ideales en “vertederos”.

•

Son buenos en las minas donde se requiere gran flexibilidad en el transporte.

•

La capacidad de carga viva es hasta de 318 toneladas actualmente.

•

No son muy recomendables para distancias mayores de 4.5 Km. ni con pendientes mayores del 10% con carga, ya sea ascendente ó descendente, sobre todo en los trayectos largos.

Volquete minero Komatsu de 350 st.


Laboreo III

Volquetes con descarga por el fondo. Estos vehículos son bastante menos versátiles que los de descarga trasera. La caja y los componentes están montados sobre el chasis. También están equipados con unos cilindros hidráulicos para efectuar la descarga, sólo que en lugar de levantar la caja, abren unas compuertas inferiores de descarga localizadas en el fondo. Las características más importantes son las siguientes:

•

El material rocoso de la carga debe fluir fácil y libremente.

•

Poseen una velocidad regular en pendientes.

•

Tienen una mayor relación capacidad /potencia y con ello un menor consumo energético por tonelada transportada.

•

Poseen buena tracción, aunque menor que los volquetes de descarga trasera.

•

Tienen limitaciones en caminos malos (con pendientes muy fuertes, húmedas ó resbalosas) Requieren unos diseños de caminos con mayores radios de curvatura.

•

No son tan resistentes a los impactos de la carga, debido a que se dañan las compuertas.

•

Son ideales para el transporte de materiales granulados.

•

Son buenos para transportes largos en caminos nivelados y para unas distancias entre 4 y 10 Km.

•

Son adecuados para vaciar en tolvas acondicionadas, con abertura de recepción acorde con las dimensiones de la descarga.

•

Pueden vaciar en marcha.

•

Tienen limitaciones en el tamaño de los fragmentos (en la carga y en la descarga).

•

Son menos compactos que los de descarga trasera.


Laboreo III

Tractor y traílla con descarga trasera. Estas unidades vienen equipadas con dos y tres ejes, ya sea porque el tractor tenga uno ó dos ejes con los pistones de elevación en la caja de carga o góndola. Los vehículos de dos ejes pueden girar hasta 90o, en una u otra dirección sin avanzar, lo que los hace muy maniobrables y adecuados para lugares reducidos como túneles ó caminos angostos. Los de tres ejes son menos maniobrables que los de dos, pero tienen la ventaja de que el tractor puede desplazarse solo. En ambas unidades se tiene la ventaja que pueden intercambiarse los tractores ó cajas para que continúe trabajando el componente que se encuentre disponible. Las características más importantes de estos equipos son: •

El tractor o la caja traílla pueden intercambiarse.

•

Trabajan en radios de curva muy pequeños.

•

Resultan poco eficientes en caminos con pendientes fuertes, debido a que la mayor parte del peso se concentra en el eje sin tracción (el problema se puede resolver montando ruedas motorizadas en el eje trasero)

•

Su operación no resulta muy confortable.

•

El operador tiene alto riesgo en choques por alcance de otra unidad.

•

Pueden descargar en lugares reducidos como tolvas ó vertederos.

•

Tiene menor aplicación en la gran minería a cielo abierto por sus limitaciones.

Tractor y traílla con descarga lateral. Este tipo de máquinas tiene una aplicación más reducida en minería, debido a que requieren de instalaciones especiales para su descarga. El mecanismo de descarga puede estar integrado a la traílla o bien en las instalaciones de descarga, como por ejemplo, las tolvas. Tractor y traílla con descarga por el fondo. La caja de estos vehículos viene equipada con unos mecanismos para abrir las compuertas, ya sean abatibles ó de tipo almeja. Las características principales son las siguientes: •

La traílla y el tractor son intercambiables en las diferentes máquinas.

•

El material debe de ser de granulometría regular y que pueda fluir sin problemas.

•

Tienen una tracción deficiente debido a la distribución de la carga en las ruedas.

•

Son ineficientes en caminos con pendientes, húmedos y resbaladizos.

•

Malos para caminos irregulares, por la poca altura de la caja sobre el piso y su longitud.

•

Maniobrabilidad muy limitada debido a la longitud de la unidad completa.

•

Son excelentes para distancias largas en caminos nivelados y/o pavimentados.

•

Como toda unidad con descarga por el fondo, pueden descargar en movimiento.


Laboreo III

Traílla empujada por tractor de orugas Los motores para volquetes y mototraillas. La gran mayoría de los volquetes “mineros” y de las mototraillas usan motores diesel de dos y cuatro tiempos, equipados con turbo alimentadores y postenfriadores para obtener su máxima potencia a la elevación sobre el nivel del mar donde se encuentre trabajando y mejorar el rendimiento adiabático del motor diesel y reducir el consumo. En los motores turboalimentados que trabajan hasta elevaciones de 610 m sobre el nivel del mar, la perdida de potencia resulta insignificante, pero a partir de esta elevación, el comportamiento es como sigue: los motores de cuatro tiempos tienen una perdida de potencia de 1% por cada 100 m de elevación y en los motores de dos tiempos (los cuales son más eficientes), la perdida de potencia es del orden del 1.33% por cada 305 m de elevación (hasta 1,830 m snm), después de esa altura, la pérdida es del mismo porcentaje que en los motores de cuatro tiempos. La potencia de los motores está en relación directa a la capacidad del volquete y a las pendientes de trabajo con carga y vacíos y suele estimarse como razonable la relación de 10 HP por cada tonelada corta de capacidad para la mayoría de los casos. Los volquetes que están equipados con ruedas eléctricas motorizadas en los ejes de tracción, pueden trabajar como diesel-eléctricos o como eléctricos solamente. Para que puedan ser usados como volquetes eléctricos, es necesario hacer uso de un “trolley” o de cables de toma de corriente, instalando para ello, una red o cableado de alimentación eléctrica dentro del área de la explotación a lo largo de las trayectorias de transporte. Lo anterior requiere de hacer algunas modificaciones al diseño original del vehículo y de la pista de la mina. Trasmisión de la potencia en los volquetes. Las transmisiones mecánicas manuales tradicionales con caja de cambios normal, sólo se usan en ya automóviles y en volquetes pequeños. Las transmisiones mecánicas usadas en los volquetes de hasta más de 150 toneladas de capacidad, consisten en un tren de


Laboreo III

potencia en la máquina, un convertidor de Par, retardador, transmisión, flecha cardán y diferencial completamente automáticos y con un control electrónico, con seis ó más cambios hacia adelante y uno de marcha atrás.

En las transmisiones eléctricas usadas en los volquetes de más de 77 toneladas, el tren de potencia consiste en un motor diesel, un generador ó alternador de corriente continua, una excitatriz, dos ó cuatro motores de corriente continua y los mandos finales. En los volquetes con motores diesel de más de 1,000 Hp, los motores eléctricos de las ruedas motorizadas de corriente continua que dan la tracción, están montados en un alojamiento especial dentro del llanta de la rueda. El alojamiento está fijado directamente a la estructura del volquete. Caminos de transporte. Uno de los costos más elevados en el transporte, son los neumáticos, por lo que se debe tener un cuidado especial en el diseño y mantenimiento de los caminos, para prolongar la vida de los neumáticos, del motor y de los principales componentes mecánicos del camión,


Laboreo III

incluyendo la estructura y chasis de la unidad. En el diseño de los caminos de transporte se debe buscar: Ver la publicación de “Diseño de Pistas Mineras”. I.T.G.E. • Minimizar la distancia del transporte. • Minimizar y mantener constante la pendiente de los segmentos del camino. • Mantener un suficiente ancho operativo en los caminos. • Diseñar unos radios de curva y unos peraltes adecuados. • Reducir la resistencia a la rodadura, manteniendo unas buenas superficies en los caminos. Minimizar la distancia de transporte. La distancia más corta entre dos puntos es la línea recta que los une, pero en la vida real esto resulta económicamente casi imposible debido a que una de las restricciones más fuertes a la que se enfrenta el diseño de un camino minero, lo constituye la topografía del terreno, por lo que el trazado se debe adecuar a ella, tomando en cuenta los demás parámetros. Minimizar y mantener las pendientes en los segmentos del camino. Las pendientes, ya sean positivas ó negativas, se miden en porcentaje, el cual resulta de obtener la diferencia de elevaciones a cada 100 m de distancia horizontal. El minimizar las pendientes, debe ser congruente con otras consideraciones económicas. La pendiente en los caminos para volquetes mineros, está limitada al 15% usualmente, por lo que una buena pendiente para los caminos de transporte en operaciones mineras a cielo abierto debe ser del 7 al 10%, lo cual depende del tipo y capacidad de los volquetes a usar. También se debe tomar en cuenta las condiciones climatológicas y las propiedades del recubrimiento del camino. La resistencia a la pendiente se mide en porcentaje y está relacionado con el peso total de la unidad. La relación debe ser del 1% por cada 1% de pendiente positiva. Ancho operativo del camino. En trazos y construcción de caminos de transporte, se deben considerar los siguientes aspectos: •

Ancho de los volquetes de mayor capacidad, más un margen de seguridad por carril.

•

Número de carriles y densidad de tráfico.

•

Ancho de los volquetes para situaciones de emergencia.

•

Ancho para bordes de protección en la periferia del camino.

Es recomendable que con el trafico en un sentido, el ancho transitable sea de 2.5 veces el ancho del camión, mientras que con una circulación en dos sentidos sea de 3.5 a 4.0 veces. También a lo largo del camino se deben dejar zonas de escape para estacionar un camión que pudiera presentar algún desperfecto o emergencia, rampas de seguridad con


Laboreo III

pendientes mayores al 15% con caminos de rodadura con unas pendientes de más del 5%, localizadas a cada 300 m aproximadamente. El diseño de la pendiente y la longitud de las rampas de seguridad debe ser tal que, un camión sin frenos que ha pasado la rampa de seguridad anterior, se detenga antes de llegar al final de la siguiente. El ancho de una rampa de seguridad debe ser como mínimo, el equivalente al ancho de dos volquetes. Ejemplo: Calcular el ancho del camino recomendable para un volquete de 154.2 toneladas métricas (170 toneladas cortas), si el camión mide 6.60 m de ancho. Circulación en un solo sentido: 6.60 m (ancho del camión) x 2.50 (veces el ancho del camión) = 16.50 m Borde 1.80m

Ancho del camión Zona para rebasar Borde 6.60m 6.30m 1.80m

Circulación en dos sentidos con pendiente suave: 6.60 m (ancho del camión) x 3.50 (veces el ancho del camión) = 23.10 m Borde 1.80 m

Ancho del camión Zona de rebase Ancho del camión Borde 6.60 m 6.30 m 6.60 m 1.80 m

Circulación en doble sentido con una pendiente fuerte: 6.60 m (ancho del camión) x 4.00 (veces el ancho del camión) = 29.70 m Borde Ancho del camión Seguridad Zona de seguridad Ancho del camión Borde 1.80m 6.60m 3.15m 6.60m 3.15m 6.60m 1.80m

Ciclo básico del Transporte = tc =Tiempos fijos + Tiempos variables Tiempos fijos

= tiempos de (carga +maniobras + descarga)

Tiempos variables

= tiempos de (ida + vuelta + esperas)

Capacidad de transporte de un vehículo 3600 * Cc * E * F * H * A Producción en material suelto = ---------------------------------------tc

(m3s/h)

3600 * Cc * E * F * H * A * V Producción en material en banco =---------------------------------------- (m3b/h) tc siendo: Cc la capacidad con colmo del vehículo.


Laboreo III

Diseño del radio de las curvas y de los peraltes adecuados. Para el diseño de curvas y peraltes, se debe tomar en cuenta el ancho de camión y su maniobrabilidad. El radio y el peralte de la curva, dependen de la velocidad que deba desarrollar el camión. Por ejemplo: en caminos con radio de curvas de 30 a 90 m, con unas velocidades de circulación del orden de 16 a 32 km /h, un 4% de pendiente positiva hacia afuera de la curva ó 4 cm /m, resulta lo más recomendable. Al tomar la curva un camión, es posible que se generen en los neumáticos fuerzas laterales altas, que pueden causar separación de las capas y gran desgaste, por lo que un radio de curva amplio, será lo más conveniente, siempre y cuando el terreno lo permita. Frenos en los volquetes. Los volquetes con retardador hidráulico utilizan el motor y el tren de engranajes como un freno de transmisión mecánica. Además tienen el freno de servicio y el de estacionamiento, éstos dos últimos son por presión de las zapatas, y son accionados por aire comprimido. En los volquetes con motores eléctricos de tracción, los motores en bajada actúan como generadores y hacen la función de freno dinámico. Adicionalmente tienen un freno de servicio, un freno de estacionamiento y una traba de freno, los cuales actúan aplicando mayor presión a las zapatas del freno de servicio. Todos los frenos, exceptuando el dinámico, son por presión en las zapatas. Resistencia a la rodadura. Se define como la fuerza que se opone al rodamiento de los neumáticos y se mide en kilogramos por tonelada de peso de la unidad y se representa como el 2%, más 1.5% por cada 2.54 cm (1 pulgada) de penetración en el terreno. Es función claramente de la calidad del piso por el que circula el volquete e influye de una manera extraordinaria no-solo en la velocidad del vehículo sino que también es un factor importante en el mantenimiento de la flota al mejorar disponibilidad de todo el sistema. Se suele emplear, de acuerdo con el Manual de Caterpillar, los siguientes factores: Pistas muy bien cuidadas y mantenidas con precisión de niveladora

2%

Zonas de pistas menos cuidadas tan solo con tractor de neumáticos

4%

Zonas de voladuras y mantenidas con pasadas de tractor

6%.


Laboreo III

4.4.2 EL FERROCARRIL MINERO Aunque en el principio de la industrialización de la minería fue el sistema de transporte origen de la MCA y con especial aplicación en las minas de interior, hoy ha sido bastante sustituido por los volquetes o por las cintas, pero tiene aún una gran presencia en el transporte externo o en aquellos yacimientos con unos perfiles favorables con las siguientes características: Utilización

Su empleo sigue siendo muy competitivo y bastante lógico en la explotación de los yacimientos más superficiales y más anchos que en los depósitos con unas formas más hondas y estrechas. Así era en los antiguos yacimientos o minas del siglo XIX y principios del XX y es posible encontrarlos todavía en las zonas vírgenes, como en América del Sur y Australia en donde es todavía popular su empleo tanto en el interior de la mina como para el transporte externo hasta las instalaciones de tratamiento o hasta los puertos de embarque como son los casos de las mines de hierro del Norte de Australia o en las modernas minas de Carajas en Brasil .

Vías

Actualmente los raíles de un acero más especial suelen emplearse con un ancho de vía mayor de 1,20 m (4')y con un peso de 100 Kg. /m de rail para poder soportar las cargas en grandes vagones y con unos intervalos más reducidos de las traviesas, se podría decir que en lugar de diseñar ferrocarriles de alta velocidad el criterio principal minero es de alta capacidad de transporte.

Locomotoras

Las principales locomotoras actuales se han desarrollado con motores Diesel - Eléctricos con unas potencias superiores a los 1 500 KW y con más de 200 t. de peso adherente siendo habitual la utilización de varias locomotoras en serie con un solo conductor para tirar de más de 100 vagones.

Vagones

La composición de los trenes se dispone actualmente con un gran número de vagones de una

capacidad unitaria mayor de 100 t y

generalmente con la descarga automatizada por el fondo o por vuelco lateral. El vagón moderno tiene automatizadas todas la funciones de enganche, vuelco por fondo o lateral, desenganche y lubricación y con ello el enorme número de personas que antiguamente constituían el manejo de este sistema se ha reducido casi tan solo al mantenimiento de las vías y de los vagones y reparación de locos y vagones más que a personal de operación propiamente dicho.


Control

Laboreo III

Prácticamente automatizado y a distancia desde unas especiales torres de control y totalmente informatizado en las fases de carga, circulación, descarga y vuelta e incluso las normas de diagnóstico y análisis de las máquinas que constituyen el sistema completo. Uno de los mejores ejemplos de este sistema automatizado lo constituyen desde hace muchos años las instalaciones de la Mina Kiruna en Laponia (Suecia) para una mina de interior de más de 18 millones de


Laboreo III

tonelada

al

año

con

transporte

horizontal de ferrocarril y pozos muy robotizados para el vertical. Su mayor inconveniente para una nueva explotación está en la gran inversión de capital en terrenos, infraestructura y en el propio material ferroviario. Los casos recientes, como el de Cerrejón en Colombia y Carajas en Brasil para el transporte de grandes tonelajes de mineral de Carbón y Fe a los Puertos de embarque para su exportación, demuestran su actual competitividad con los otros sistemas mineros, especialmente en el transporte exterior a la propia mina. El coste de inversión para un nuevo trazado, en condiciones normales y topográficas no muy especiales, es del orden de: 1 500.000 - 3 000.000 €os /Km. para un ferrocarril minero de gran capacidad, aunque de una limitada velocidad, incluida toda la infraestructura y el material rodante de locomotoras y vagones gran tonelaje. 4.4.3 LAS CINTAS TRANSPORTADORAS Las características más destacadas del transporte minero por cintas transportadoras son: La posibilidad de transportar materiales

con una alta densidad del material incluso mayor de 2 t/m3 suelto

La dimensión del material

que exige básicamente que un 90% sea menor de 250 mm de granulometría.

La alta velocidad

que puede llegar a los 5/7 m/s.

La anchura de la banda

que va desde los antiguos 800 mm muy normal en la minería de interior hasta los 2.500 y 3.000 mm en la MCA para los lignitos y rocas blandas.


Anuncio de una cinta con las granulometrías normales

Cintas para estéril y mineral en una mina de lignitos

Laboreo III


Laboreo III

Su gran capacidad horaria, fruto de la continuidad, viene definida por la ecuación: Q = F.α. v. ∂ (E) (D) (V) en t/h siendo: F = ancho de la cinta α = ángulo de la artesa v = velocidad lineal de la cinta ∂ = densidad en T/m3 E, D, y V son los factores de eficiencia, disponibilidad y conversión volumétrica. Los tipos de cintas mineras pueden ser: -

Las cintas más habituales y económicas que están construidas con alma textil de varias capas de goma y con telas cruzadas diagonalmente entre sí y que alcanzan unas tensiones de hasta 1000 Kp.

-

Cintas con alma de hilos de acero y con unas tensiones que alcanzan hasta los 5 000 Kp. lo cual permite separar las estaciones de reenvío y accionamiento hasta varios kilómetros entre si y aumentar notablemente la velocidad lineal.

-

Cintas colgadas del techo de las galerías o túneles mediante cables o cadenas que suponen un más fácil mantenimiento, un mejor centrado y una fácil limpieza de las mismas

-

Cintas descendentes con recuperación de la energía eléctrica en el descenso de los minerales o estériles mediante un motor-generador.

-

Cintas de alta pendiente que puede llegara en teoría hasta los 45º como en los ensayos que se están realizando de las cintas "Sandwich".

-

Cintas montadas sobre bastidores o “Skips” fijos o móviles y ripables para poder efectuar su desplazamiento lateral entre las largas instalaciones dentro de las operaciones mineras de lignitos. El coste de inversión es muy variable en el entorno de 300.000 / 600.000 €os /Km. de cinta instalada, salvo en casos especiales como las de alta pendiente o de recuperación de la energía y no solo de la banda de goma, sino también del complejo y automatizado sistema de soporte y guiado, limpieza y tensión, dependiendo mucho de que sea la cinta fija o


Laboreo III

sobre un bastidor móvil con posibilidades de ser ripado, como es el caso de las grandes instalaciones de las minas de lignito alemanas y gallegas. La aplicación del sistema de cintas tiene un futuro muy importante en las explotaciones muy mecanizadas y más profundas. Existe una cierta tendencia hacia el empleo de cintas con mayor pendiente situadas en el talud final, con la necesaria y obligada preparación granulométrica del material, como son los recientes casos de Mandjapek en Yugoslavia y Chuquicamata en Chile o Bingham Canyon en Utah, que han sustituido a los volquetes en una parte importante y la más profunda de los transportes verticales, mediante la instalación de la trituradora primaria en el fondo de la corta permitiendo así reducir los ciclos y con ello bajar notablemente los costes de este proceso.

Esquema de trasferencia de las cintas de la mina de Puentes de García Rodríguez en Galicia

No debemos olvidar que el transporte por cintas tiene un coste operativo notablemente inferior a los costes del transporte mediante volquetes, aunque su inversión inicial sea probablemente más alto, salvo en los casos iniciales y en los que se pueda aprovechar alguna infraestructura antigua de interior o ferrocarril.


Laboreo III

4.5. OTROS SISTEMAS DE TRANSPORTES MINEROS. La minería ha sido pionera en la utilización de los sistemas de transporte a lo largo de los dos últimos siglos y es de esperar que, por la importancia que en el coste final de la tonelada tiene y tendrá este proceso, lo seguirá siendo. Algunas de las tendencias innovadoras en los transportes mineros de los próximos tiempos son: •

Skips y Teleféricos, aunque han perdido parte de su vieja importancia, pueden volver en casos de muy difícil , pero con más fuertes controles de seguridad y con automatizaciones de los procesos de carga y descarga.

•

Sistemas combinados. Aprovechamiento de las infraestructuras existentes de minas de Interior para el transporte de minas de exterior.

•

Submarinos nucleares para el transporte de minerales bajo los hielos polares.

•

Avionetas para el transporte de metales y rocas preciosas.

•

Torpedos tubulares por conducción neumática.

Pero muy especialmente los Mineroductos, con un importante futuro por la aparición y existencia de las grandes bombas y de las tuberías construidas con materiales especiales que resistan no solo las grandes presiones sino la abrasividad y corrosión, para muy grandes distancias y para granulometrías menores de 5 mm. El desarrollo de los especiales oleoductos y gaseoductos en los años 90 han sido no tan solo las mayores inversiones mineras en el mundo, como el abastecimiento desde Siberia a €opa Occidental o desde el Sahara a la Península ibérica y sobre todo desde los yacimientos en el Mar del Norte o en general desde las plataformas situadas en el mar hasta la costa que ha permitido que sea el sistema de transporte minero por excelencia y objeto de grandes movimientos geopolíticos en Oriente Medio e incluso detrás de la ocupación de Afganistán para dar salida a los ricos yacimientos de Asia hacia el Indico, sino que también ha supuesto el desarrollo de una tecnología minera muy específica de bombas y tuberías que han permitido su aplicación posterior a otras sustancias más sólidas en el campo de la hidromezclas para el movimiento de carbones, Hierro, concentrados de cobre, aluminio, zinc, plomo y minerales preciosos y muy especialmente en el movimiento de los residuos de los tratamientos, dado su pequeño tamaño pero su gran tonelaje aun a cortas distancias.


Laboreo III

4.4.6. LOS COSTES DEL TRANSPORTE MINERO El coste de la inversión en maquinaria minera puede establecerse en principio por el peso del equipo y fijarlo, en una primera aproximación, en 1 gr. de Au por cada Kg. de máquina, lo que actualmente supone unos 10/12 €os /Kg. de máquina. Los costes de la operación o de la contrata exterior en los momentos actuales, en € (2002) y dentro de unas condiciones de habituales distancias para los transportes convencionales en la minería podrían estar medidos en TKU, en el rango por y para las condiciones que se especifican en el cuadro siguiente:

Transporte

Coste kilométrico cts. €o /TKU

Amplitud del Tonelaje MTKU

Condiciones del Material

Mineroductos

0,9 - 1,80

> 100

Muy preparado

Ferrocarril

1,20 - 4,20

> 100

Poco preparado

10 - 15

1 - 100

Rocoso, variado

Cinta

0,9 - 1,80

> 50

Semipreparado

Barco

0,05 - 0,15

200 - 600

Semipreparado

Volquete

De dicho cuadro se puede deducir que la común y habitual solución del transporte minero por volquetes es con diferencia la más cara operativamente y que cualquier otra puede abaratar fuertemente este importantísimo coste minero por lo que, aun cuando la inversión en los otros sistemas sea mayor, es conveniente comparar las diferentes alternativas en cada caso y en cada circunstancia mediante un estudio de viabilidad previo diferencial de las aplicaciones posibles. Esta gran diferencia entre el coste del transporte continuo con el discontinuo de los volquetes es la razón por la que

se

está

introduciendo

la

trituración en el fondo (Pit Crusing) de la mina para poder aplicar el sistema de cintas transportadoras de alta capacidad

y

gran

pendiente

compensando sobradamente el coste que supone la trituración del estéril.


Laboreo III

SELECCIÓN DE MAQUINARIA PARA CANTERAS DE ROCAS ORNAMENTALES. 1. CONSIDERACIONES INICIALES. La selección de los equipos de arranque se lleva a cabo a partir del conocimiento de los siguientes aspectos: ·

Factores intrínsecos de la roca: Abrasividad. Resistencia a compresión. Tenacidad. Dureza. Porosidad.

Los ritmos de producción. El grado de mecanización de las labores que se desea alcanzar.

La abrasividad de la roca es uno de los factores que, en el caso específico de muchas de las técnicas, condiciona el coste final de la unidad de superficie cortada. Lo habitual es que dentro de una explotación se empleen, simultánea y combinadamente, al menos dos técnicas diferentes para el arranque de las rocas ornamentales, siendo raro que se emplee exclusivamente una técnica de manera individualizada. En el grupo de las rocas carbonatadas (por ejemplo, mármoles y calizas), en las primeras etapas del ciclo de explotación se utilizan fundamentalmente herramientas diamantadas (hilo

diamantado

y

rozadoras

o

discos

diamantados), sustituyendo a las hasta hace poco tradicionales de hilo helicoidal y de corte con explosivos. Por su parte, en las rocas


Laboreo III

silíceas (granitos y potras rocas eruptivas y areniscas cuarcíticas), las técnicas que han sido más utilizadas hasta hace poco en los cortes primarios eran la perforación y voladura; actualmente se observa una importantísima y significativa penetración del hilo diamantado y un clarísimo retroceso de la lanza térmica, técnica obsoleta que mantiene una utilización todavía residual y marginal.

2.

EQUIPOS DE CORTE CON HILO DIAMANTADO.

La técnica de corte con hilo diamantado ha sustituido totalmente a la del corte con hilo helicoidal y, además, ha permitido la introducción de esta técnica de corte en el campo de las rocas duras y abrasivas. 2.1.

CLASES DE EQUIPOS

Las máquinas empleadas con esta técnica se pueden clasificar en cuatro categorías, correspondientes a las sucesivas fases de desarrollo que han experimentado a lo largo del tiempo: •

Equipos hidráulicos.

•

Equipos híbridos.

•

Equipos eléctricos con tensado del hilo con contrapeso.

•

Equipos eléctricos automáticos.


Laboreo III

2.1.1. Equipos hidráulicos Estaban constituidos por un carro móvil sobre carriles que soportaba la polea motriz, que generalmente era orientable, las poleas de transmisión y la corredera (carrera de 1 m), por la que se hacía retroceder el volante o polea motriz con el fin de tensar el hilo diamantado durante el corte. La central hidráulica estaba separada y montada sobre un carro que contenía una

bomba

hidráulica

de

caudal

variable para el accionamiento de la polea motriz, otra de caudal fijo para el accionamiento del sistema tensor del hilo y los correspondientes motores y cuadro de mando. Estaban accionadas por motores eléctricos de 15 – 22,5 KW y la velocidad del hilo diamantado era de 23 m/s y los rendimientos en travertino de 3 – 4 m2/h.

La evolución de estas máquinas desembocó en los equipos hidráulicos de circuito abierto, en lugar de cerrado y a utilizar motores de hasta 30 KW, elevándose la velocidad del hilo hasta 38 m/s y el rendimiento de hasta 8 m2/h, referidos al travertino. La creciente complejidad y la necesidad de disponer de potencias de accionamiento mayores, acordes con el progreso de las herramientas, llevaron al abandono progresivo de estos equipos, pasando a los que se describen a continuación. 2.1.2 Equipos híbridos En estos, la polea motriz era movida por un motor eléctrico, mientras que el sistema tensor seguía siendo hidráulico, accionado por una central separada para permitir la utilización de los carros móviles antes citados.


Laboreo III

Debido a los problemas de estabilidad las potencias instaladas en estos modelos no superaron los 22,5 KW. Algunas mejoras se tradujeron en dispositivos semi-automáticos, consistentes en un relé amperimétrico de mínima absorción que regulaba el dispositivo tensor. Se conseguía así una regulación del tiro del hilo del tipo ON-OFF, controlada por la absorción de corriente del motor principal, pero también se producían vibraciones anómalas

sobre el hilo, que

desembocaban en una distribución irregular de las perlinas, un aumento de los esfuerzos y la fatiga del cable de acero. Se pasó así a la primeras unidades de la siguiente generación, capaces de ejercer una tensión del hilo lo más constante posible. 2.1.3 Equipos eléctricos con tensado del hilo por contrapeso Estaban constituidos por un carro móvil sobre carriles que soportaban la polea y el correspondiente grupo motor eléctrico. La tensión se conseguía por medio de una serie de contrapesos aplicados a una horquilla situada en el último tramo del carril. Las potencias instaladas alcanzaron los 37,5 KW y los rendimientos de corte llegaban hasta los 11 m2/h en travertinos. La principal ventaja de estas instalaciones era su sencillez pero era difícil regular con precisión la tensión del hilo durante el corte y resultaba complicado trabajar en superficies que no fueran perfectamente planas. También se utilizó un sistema tensor basado en hacer retroceder la instalación mediante un ramal que se enrollaba progresivamente en un pequeño cabestrante, colocado en el bastidor y cuyo extremo estaba fijado al último tramo del carril. Con este sistema se conseguía un aumento de la velocidad de retroceso a medida que el corte progresaba, pudiéndose instalar el conocido dispositivo On – Off, mediante un relé amperimétrico de máxima y mínima, para cortar la tensión si esta era superior a la potencia transmitida al hilo en ese instante. No obstante, se mantenían los problemas con relación al hilo en función de las condiciones de corte.


Laboreo III

2.1.4 Equipos eléctricos automáticos Estas unidades están constituidas por un bastidor que soporta tanto al grupo motor principal como el auxiliar para el desplazamiento a lo largo del carril. Este último movimiento se efectúa mediante

un

sistema

de

piñón

cremallera que permite incluso trabajar en bancos inclinados. El piñón es accionado

por

un

pequeño

motor

eléctrico de velocidad variable (de corriente continua o alterna, según el fabricante), cuya velocidad de rotación se puede controlar manual o automáticamente en función de las exigencias de corte. Las

poleas

motrices

han

disminuido

de

diámetro pasando de las originales de 1.200 mm a las actuales de 800 mm, consiguiéndose así un aumento de la potencia transmitida al hilo. El ángulo de abrazadera del hilo sobre la polea motriz se regula por medio de las dos poleas guía situadas delante del equipo, y que poseen un diámetro menor, por ejemplo, 400 mm. En los equipos más modernos, el operador ajusta la absorción de corriente deseada para el motor principal en un , situado en el cuadro de mandos portátil, después de lo cual un procesador electrónico regula en cada instante la tensión del hilo, de manera que el consumo de corriente se mantiene constante. Se evita así sobrecargar el hilo con vibraciones, al tiempo que se optimiza el rendimiento del equipo de corte. El procesador está programado, además, para parar la instalación en caso de rotura accidental del hilo o cualquier anomalía general. Algunas máquinas poseen un diseño constructivo que permiten, desde una misma posición, desplazar lateralmente la polea motriz, con lo que se facilita el emplazamiento de la instalación, pues no es necesario alinear los carriles con el corte y también la ejecución de


Laboreo III

cortes paralelos sucesivos desde un mismo emplazamiento. Separados entre sí, por ejemplo, 1,7 m ó 1,8 m. En la mayoría de los equipos es posible girar la polea motriz hasta 360°. Tanto la traslación de la citada polea como el giro pueden realizarse con motores eléctricos y, en algunas unidades, de forma manual. Pueden ejecutar cortes horizontales muy próximos al nivel de la plataforma de apoyo (± 5 cm) y trabajar en superficies con una inclinación máxima del 20 %. En la parte posterior, detrás de la polea motriz, se coloca una protección inclinada para prevenir los efectos de golpeo al personal en caso de rotura del hilo diamantado. El consumo de agua durante el corte es variable, según el tipo de roca, pero puede cifrarse entre 3 y 6 m3/h. 2.2

HILOS DIAMANTADOS

El

hilo

diamantado

encargado

de

desarrollar el corte de la roca, está formado por un cable trenzado de hilos de acero, de 5 mm de diámetro, sobre el cual

están

diamantados

insertados

varios

denominados

anillos

“Perlinas”,

con un diámetro de 10 u 11 mm. Estos elementos pueden estar colocados de diferentes formas en función

de la

aplicación que tengan: separados por muelles, con gomas o con plástico inyectado. Por su parte, las perlinas se fabrican con dos sistemas distintos: •

Por electrodeposición: son las más antiguas y las de menor coste. Están hechas de un soporte anular de acero sobre el que los granos de diamante se depositan por electrólisis. Son adecuadas para el corte de rocas blandas y, sobre todo, por pequeños cortes y el escuadrado de bloques, donde los radios de curvatura son pequeños.


•

Laboreo III

Por sinterización o concreción: han sido concebidas para cortar cualquier tipo de roca, incluidas las más duras y abrasivas y, al mismo tiempo, mejorar la vida útil de los hilos. La parte activa de las perlinas consiste en un anillo de concreción diamantado cuya composición se parece a la de los segmentos de los flejes y de los discos. La parte activa de las perlinas consiste en un anillo de concreción diamantado cuya composición se parece a la de los segmentos de los flejes y de los discos.

Los hilos diamantados que se usan para los mármoles presentan generalmente las siguientes características: •

Longitudes estándar de 5, 10 y 15 m y otras bajo pedido.

•

Hilos portadores de 5 mm.

•

Perlinas electrolíticas o de concreción.

•

Diámetro exterior de 10 mm.

•

Número de perlinas de 30 a 32 por metro de hilo.

•

Separadores de resorte.

Mientras que en el corte de granito los hilos tienen las siguientes características: •

Hilos portadores de 5 mm.

•

Longitudes bajo pedido con un máximo de 60 mm.

•

Perlinas de concreción.

•

Diámetro exterior de 11 mm.

•

Número de perlinas: 40 por metro.

•

Separadores de plástico inyectado.

Para las uniones de los hilos, una vez que estos han sido sometidos a torsión para evitar que el desgaste se produzca siempre sobre las mismas generatrices de las perlinas, se utilizan diversos elementos: uniones macho – hembra con rosca, uniones macho – casquillo – macho con rosca, o casquillos de cobre que se fijan con unas tenazas a presión. Otras herramientas auxiliares que se utilizan son las cizallas de mano y las prensas hidráulicas.


2.3

Laboreo III

CRITERIOS DE SELECCIÓN

La selección del equipo que mejor se adapta a las características del trabajo a desarrollar en la cantera debe tomar en consideración los siguientes puntos: •

Las dimensiones del corte a realizar, medidas en metros cuadrados (m²).

•

El tipo de roca.

•

El tipo de aplicación.

Como criterio de selección, debe aplicarse como regla práctica que a mayor dimensión del corte, mayor es la potencia de la maquina necesaria. Por otro lado, para la mayoría de las rocas a excepción de los mármoles y las calizas, no abrasivos, se recomienda el uso de equipos de velocidad variable y convertidores para el accionamiento del hilo.


2.4

Laboreo III

RENDIMIENTOS DE CORTE

La velocidad de corte de los hilos con perlinas electrolíticas puede ser, en principio, superior a la que se consigue con los hilos de concreción, pero disminuye paulatinamente con el uso llegando a ser inferior a la de estos. Por el contrario, la velocidad de los hilos de concreción se mantiene prácticamente constante durante toda la vida útil, que suele ser el doble que la de los otros hilos. 2.5

COSTES DE EXTRACCIÓN

La partida más significativa de las integrantes de los costes es la correspondiente al hilo diamantado, que suele representar más del 60 % del coste total. El precio medio de éste se puede considerar en unas 185 €/m y la inversión en un equipo medio de 255.000 €. Considerando el caso de un mármol duro con una resistencia a la compresión simple de 160 MPa, para el que se obtienen unas superficies de corte de 1.200 a 1.500 m2 con 70 m de hilo, la estructura de los costes es la siguiente: Componente Perforación

Índice

Precio unitario

Coste total

0,2 m/m2

12,5 €/m

2,5 €

0,5 h/m2

9,37 €/h

4,68 €

0,07 m/m2

156,26 €/m

10,94 €

500 l/m2

0,01 €/l

5,0 €

0,09 €/KWh

0,64 €

Mano de obra (incluido mantenimiento) Consumibles Hilo Agua

2

Energía

7,1 Wh/m

Propiedad y mantenimiento

5 años Total

3.

ROZADORAS DE BRAZO

3.1 PARÁMETROS CONDICIONANTES DE SU USO Los valores límite de los parámetros que condicionan el empleo de estas máquinas son, fundamentalmente, los siguientes: Abrasividad de la roca, para la que se fija un contenido máximo en sílice de un 2 %

1,41 € 25,17 €


Laboreo III

Resistencia a compresión, para la que se establecen unos valores límite aproximados de entre 150 y 170 MPa, si bien estos valores están siendo empujados al alza. 3.2

COMPONENTES DE LA MAQUINARIA

Tanto en las unidades de cielo abierto y de interior como en los recientes desarrollos automotrices, los componentes de este tipo de maquinaria

son,

fundamentalmente,

los

siguientes: Brazo. Cadena. Accionamiento de la cadena. Motor principal para accionamiento de la cadena. Cuadro de control. Sistema de lubricación automática. Sistema de refrigeración de la cadena. Bastidor. Sistema de desplazamiento: Motor secundario Sistema guía (carriles, etc.) La penetración del brazo, su cambio de posición (vertical u horizontal) y la rotación de la cadena se realizan mediante motores hidráulicos, aunque ya hay fabricantes que han sustituido este tipo de motores a favor de accionamientos eléctricos, lo que permite unos mejores rendimientos eléctricos y una reducción de los costes de corte. La profundidad de corte de estas máquinas depende de la longitud de los brazos y la potencia instalada depende también del modelo. La velocidad de la cadena es variable en función de las fases del corte. La selección de la máquina más adecuada para el trabajo en una explotación concreta se basa en tres puntos: La profundidad del corte, que determina la longitud del brazo.


Laboreo III

La disponibilidad de grúas pesadas en la explotación para el movimiento y posicionamiento de estos equipos. En este sentido, la existencia de una grúa Derrick u otra grúa pesada similar, que permita cubrir toda el área de la cantera, es especialmente útil. La selección de la gama de sierras más adecuada a la roca explotada en la cantera. 3.3

CADENAS DE CORTE

En función del sistema seleccionado por cada fabricante, existen dos tipos de cadenas de corte: plásticas de alta resistencia y metálicas. Las primeras están constituidas por una correa de tipo plástico resistente en cuya cara exterior se montan las plaquitas porta-útiles de acero, fijados a la misma, mientras que en su cara interior se montan patines de nylon. La correa es accionada mediante una rueda de caucho y es guiada gracias a los patines de nylon que se desplazan en la ranura perimetral del brazo. En el fondo de esta ranura se encuentran unos orificios por los que se inyecta agua a presión, que permite la refrigeración de las herramientas y favorecen el desplazamiento de los patines al reducir el rozamiento por el efecto “aqua-planning”. Foto cortesía de Pelegrini

En el caso de las cadenas de construcción totalmente metálica, estas están formadas por elementos metálicos a modo de eslabones, de tal manera que la unión de los eslabones se realiza mediante pasadores. En la cara exterior se montan las plaquitas. Ambas fijaciones se realizan mecánicamente mediante tornillos.

Standard: Mármol y roca caliza de dureza media. P.A: Roca de dureza media y fuertemente abrasiva. P.A.A.M: Para material de elevadas dureza y abrasividad.

QN: útil de widia para corte central. AR: útil de widia para corte excéntrico. PCD: útil de diamante policristalino para materiales de elevadas durezas y abrasividades.


3.4

Laboreo III

PLAQUITAS DE CORTE

Las plaquitas de corte, que son el útil de corte, pueden ser de dos tipos en función de su fabricación: Carburo de Tungsteno. Diamante policristalino sintético Los útiles de carburo de tungsteno tienen, a pesar de los elevados rendimientos de corte, unas vidas cortas que precisan de afilados cada cierto tiempo. Las plaquitas de corte son de forma prismática, van orientadas en distintas posiciones con el fin de cubrir toda la anchura de corte y periódicamente se giran, empleando una nueva arista lateral a la roca a cortar. Es frecuente que, en cada reparación de la cadena de corte las plaquitas cilíndricas fijadas mecánicamente se giren de posición un cierto ángulo para así poder aumentar su vida en operación. 3.5

BRAZOS DE CORTE

Los brazos de corte son estructuras robustas de acero que disponen de dos placas laterales de acero cuyos bordes configuran la ranura de guiado. En la extremidad del brazo existe una polea de reenvío montada sobre cojinetes. El brazo dispone además, de un sistema tensor de la correa y es constantemente

lubricado

por

una

central

automática que distribuye la grasa a diferentes puntos. La inyección de agua permite refrigerar la cadena y, al mismo tiempo, evacuar el detritus producidos durante el corte. Estas máquinas trabajan con caudales que oscilan entre 1,2 y 6 m3/h.


3.6

Laboreo III


Las velocidades de corte y las vidas útiles de corte empleados, dependen de la dureza y la textura de las rocas. En general, es preferible un mayor valor de resistencia a la compresión simple ligado a un bajo contenido en sílice frente al concepto contrario, que daría lugar a una corta duración de la herramienta de corte. En líneas generales, por debajo de una resistencia a compresión inferior a los 100 MPa, es muy probable alcanzar un rendimiento superior a 10 m2/h, existiendo registros de explotaciones de mármol muy duro con resistencias de las rocas de unos 170 MPa se consiguen rendimientos de 5 a 8 m2/h. 3.7 En

ROZADORAS DE CIELO ABIERTO este

construido

tipo de

de tal

unidades manera

está

que

el

bastidor se traslada sobre unos carriles mediante un sistema piñón cremallera, donde el accionamiento se consigue gracias al modelo secundario. Las velocidades de avance sobre los carriles en la dirección de corte varían entre 2 y 10 cm/min y la pendiente máxima que son capaces de remontar es de 15°. Estos equipos tienen un importante peso, que supera las 5 t, razón por la cual para el cambio de posición y mantenimiento del conjunto, incluidos los carriles, se precisa de una grúa y la participación de tres personas. Algunos fabricantes suministran los equipos con tres o más juegos de carriles para permitir que, cuando la máquina haya terminado de hacer el corte utilizando el primero, la máquina se mueve al segundo liberando el primero y posibilitando a los operarios su retirada y reubicación mientras la máquina continúa progresando en la operación de corte.


3.8

Laboreo III

EQUIPOS DE INTERIOR

La concepción de los equipos destinados para la explotación subterránea se basa en un carro portabrazo que se desplaza sobre dos o cuatro largueros horizontales paralelos al frente del tajo cuando se realizan los cortes horizontales, o colocados perpendiculares al mismo cuando se efectúan los cortes verticales. Todo el conjunto se soporta sobre dos columnas verticales sobre las que se desliza y que se encuentran situadas en los extremos de una guiadera. Estas columnas permanecen solidarias con el terreno durante el funcionamiento de la máquina, haciendo presión en el techo y piso del hueco excavado. En caso de no disponer del hastial de techo, se recurre a utilizar unas cadenas a modo de vientos, con los que se consigue la fijación. En

algunos

modelos,

el

desplazamiento vertical se realiza mediante un dispositivo de cadena y el horizontal por medio de un sistema de piñón - cremallera. Todos los movimientos (traslación del carro, penetración del brazo y rotación

de

la

cadena)

se

consiguen por medio de motores hidráulicos alimentados por una central que se sitúa a algunos metros de la máquina.


3.9

Laboreo III

EQUIPOS AUTOMOTORES

Estos desarrollos pretenden resolver el problema del desplazamiento de los equipos al ir montados sobre orugas o neumáticos, de tal manera que basta con un único operario para su maniobra y operación. Estos

equipos

versatilidad

de

permiten

una

gran

movimientos

y,

consecuentemente, las posibilidades de aplicación a diferentes condiciones de trabajo son grandes, toda vez que, por ejemplo, pueden trabajar tanto a cielo abierto como en explotaciones de interior. 4. EQUIPOS DE CORTE CON DISCO Análogamente a como sucede con las rozadoras de brazo de cielo abierto, estas máquinas permiten obtener desde el principio bloques finales sin necesidad de recurrir a sucesivas etapas de división, aunque presenten grandes limitaciones de aplicación por la escasa profundidad de corte, generalmente de 40 a 60 cm como máximo. 4.1 PARÁMETROS CONDICIONANTES DE SU USO Los valores límite de los parámetros que condicionan el empleo de estas máquinas son, fundamentalmente, los siguientes: Abrasividad de la roca, para la que se fija un contenido máximo en sílice de un 2 % Resistencia a compresión, para la que se establecen unos valores límite aproximados de alrededor de 150 MPa, si bien estos valores están siendo empujados al alza. 4.2 COMPONENTES DE LA MAQUINARIA Estas máquinas consisten, fundamentalmente, en un disco de corte montado sobre un bastidor desplazable. Los discos pueden girar, en algunas máquinas, en ambos sentidos y tienen diámetros comprendidos entre 1,5 y 3 m. Los discos pueden ser: Diamantados, de empleo en el caso de mármoles y calizas. De carburo de tungsteno, cuando se trata de rocas blandas, como tobas, calcarenitas y pizarras.


4.3

Laboreo III

EQUIPOS DESPLAZABLES SOBRE CARRILES

En estos sistemas, tanto el disco y su accionamiento van montados en un carretón que se desplaza sobre unos carriles. En este tipo de sistemas, el accionamiento puede ser tanto eléctrico como con un motor diesel. Ambas alternativas

son

accionamiento

válidas de

las

para

el

bombas

hidráulicas y transmisores. Las principales características de este tipo de maquinaria son las siguientes: Velocidad de avance Velocidad de retroceso Potencia del motor diesel

0 – 20 m/min. 90 m/min 112 / 135 KW

Distancia máxima entre pasadas

700 mm

Corte vertical máximo

400 mm

Corte horizontal máximo

250 mm

Peso aproximado Pendiente máxima de trabajo

3,5 t 15°

Existen algunos equipos destinados a la extracción directa de bloques paralepipédicos para la construcción en los que van montados dos discos conjugados que permiten ejecutar simultáneamente el corte vertical y el horizontal de levante. 4.4

EQUIPOS MONTADOS SOBRE BRAZOS

ARTICULADOS En este caso, el disco va montado sobre un brazo articulado y este, a su vez, montado sobre un chasis con tren de orugas para su desplazamiento. De forma particular, este brazo articulado puede ser el brazo de una retroexcavadora hidráulica que permite conseguir cortes en cualquier ángulo. En general, el disco se desplaza sobre una guiadera


Laboreo III

de manera que, desde cada posición del equipo, la longitud de corte del equipo puede ser de unos 2,5 m. Son máquinas de accionamiento diesel, con potencias del orden de 65 KW. Para la refrigeración de los discos, especialmente cuando son diamantados, se emplean inyectores de agua. Este tipo de unidades se emplean más frecuentemente en canteras de pizarra, donde permiten la extracción de rachones al configurar con cortes de escasa profundidad las caras laterales de los mismos y auxiliándose para el desprendimiento total de estos, bien de un martillo hidráulico, bien de cuñas hidráulicas. 4.5


Los rendimientos de corte con discos diamantados varían, para rocas de tipo medio, entre los 5 y los 8 m2/h. 5.

EQUIPOS “WATER JET” DE CORTE CON CHORRO DE AGUA A ALTA PRESIÓN

Esta tecnología se basa en la disgregación de las rocas por la acción y choque de un chorro de agua a muy alta velocidad, impulsada por una bomba de alta presión, que actúa sobre las microfracturas existentes. Con estos equipos, para una velocidad de 300 m/s, la presión del fluido es de 150 MPa, mientras que con 500 m/s se alcanzan valores de 300 MPa, superiores a la resistencia de la mayoría de los materiales rocosos. 5.1

PARÁMETROS CONDICIONANTES DE

SU USO La erosión que provoca el chorro de agua está relacionada fundamentalmente con determinadas propiedades de la roca: Las microdiscontinuidades de la roca. La porosidad, que es una de las propiedades con mayor influencia, tal y como se ha puesto de manifiesto en numerosos ensayos de laboratorio. El tamaño de grano de los minerales constituyentes. La composición mineralógica. El grado de meteorización. El comportamiento elástico.

PUNTA DE CORTE DEL CHORRO DE AGUA


Laboreo III

En las rocas anisótropas, el rendimiento de corte varía mucho con la existencia de planos preferenciales de exfoliación. En rocas de textura compacta y de porosidad muy pequeña, tienen rendimientos muy bajos. 5.2 COMPONENTES DE LA MAQUINARIA La aplicación de esta tecnología se ha desarrollado ligada al descubrimiento de equipos hidráulicos de potencia adecuada, robustos y fiables. Estos equipos consisten en:

ESQUEMA DEL MECANISMO DE CORTE CON CHORRO DE AGUA

Una central hidráulica accionada por un motor eléctrico y acoplada a una bomba hidráulica de alta presión, constituida por un pistón de doble efecto y movimiento alternativo, capaz de realizar entre 60 y 80 ciclos por minuto. El efecto multiplicador se consigue por la diferencia relativa de superficies activas del pistón. Una lanza conectada con la unidad de presión mediante mangueras y tuberías por medio de un acoplamiento giratorio. Es la encargada de hacer el corte y va montada sobre una deslizadera y puede ser movida solidariamente con el bastidor o de forma independiente del equipo si éste no es móvil. Útiles de corte, diseñados con cabezas que producen uno o dos chorros divergentes, animados de un movimiento de rotación o de oscilación, con el fin de que los surcos creados se crucen o se disgreguen la roca, o con un cierto número de chorros oblicuos que salen de una cabeza fija. Las boquillas están sujetas a un importante desgaste durante su empleo, por lo que deben ser sustituidas periódicamente para


Laboreo III

que los chorros salgan con la geometría adecuada y se mantenga el rendimiento adecuado. Su vida útil depende del diámetro y del material del que estén fabricadas. El sistema de traslación. El de control. Sistema de clarificación y recirculación del agua. Los consumos de agua no son muy elevados, puesto que para los equipos más potentes y de mayor caudal, el consumo máximo es de 60 l/min. Otros elementos auxiliares. Actualmente, es aconsejable utilizar las boquillas de diámetro grande construidas de metal duro, a presiones medias, en lugar de repartir la potencia hidráulica en varios chorros más pequeños producidas por boquillas de zafiro, mucho más caras y de peor rendimiento. Una regla válida es la de considerar que para la misma potencia total la energía específica disminuye cuando aumenta el tamaño del chorro. 5.3 RENDIMIENTOS DE CORTE Las velocidades de corte conseguidas dependen fundamentalmente de la potencia del equipo empleado. De esta manera, se han alcanzado valores de 0,6 y 1,5 m2/h trabajando con potencias de 30 y 80 KW respectivamente, usando diferentes combinaciones de caudales y presiones. En pruebas efectuadas con granitos diferentes propiedades, se ha comprobado que es posible obtener unos rendimientos de corte superiores a los 2 m2/h usando equipos de 180 a 200 Kw. 5.4

COSTES DE EXTRACCIÓN

Con este tipo de técnicas, se observa que una de las partidas más importantes en los costes unitarios, representando más del 20 % del total. La tabla siguiente muestra los costes orientativos correspondientes a la extracción de un granito con una energía específica de 7 GJ/m3 y equipos de distinta potencia. Potencia (KW) Coste directo (€/m2) Amortización (€/m2) Coste Total (€/m2)

100 62,20 66,71 128,91

150 49,58 52,29 101,87

200 41,47 44,17 85,64

250 36,06 38,76 74,82

300 31,55 33,36 64,91

Se puede observar como a medida que va a aumentando la potencia del equipo, el coste total va disminuyendo. Por encima de 300 KW, el aumento de potencia apenas repercute en el coste. A efectos de referencia, la vida útil del equipo se estima en 10.000 horas.


Laboreo III

6. LANZA TÉRMICA O “FLAME JET”. Este sistema, cuya utilización se encuentra en claro retroceso, fundamentalmente por razones medioambientales y económicas entre otras, es exclusivamente aplicable en rocas de origen ígneo (granitos, dioritas, etc.), que presenten altos contenidos en sílice y, consecuentemente, unas características adecuadas de decrepitabilidad por salto térmico entre el calor y el frío inmediato. Además, solamente es aplicable en operaciones muy concretas, como son la apertura de rozas iniciadoras

y

alternativas

a

la

apertura

de

trincheras que signifiquen grandes pérdidas de material y costes más elevados. El corte con lanza térmica es una técnica que depende de la capacidad de una roca para fracturarse en escamas, en presencia de una fuente de calor, por la diferencia de conductividad térmica de los diferentes granos constituyentes de la roca (p.e. cuarzo, feldespato y mica) Esta característica se denomina factor de decrepitabilidad o "spallability" y es una función del contenido de SiO2. No obstante, algunas propiedades específicas de la roca facilitan una mayor posibilidad de fracturación en escamas. Estas características son, entre otras, las siguientes: •

Gran dilatación a temperaturas mayores de 600ºC.

•

Rápida difusión térmica a temperaturas inferiores a 400ºC.

•

Tamaño homogéneo de los granos y sin inclusiones de micas alteradas.

•

Carencia de materiales elásticos propensos a la fusión.

Los sistemas empleados para el corte en los granitos consisten en una lanza de longitud variable de acuerdo con la longitud de la zona a cortar y que puede llegar hasta los 6 u 8 m. Por el interior de la lanza discurren tres canalizaciones concéntricas de combustible (gasoil), oxidante (aire comprimido) y agua que desembocan cámara de combustión y una


Laboreo III

tobera. Esta tobera se encuentra en el extremo de la lanza y por ella salen al exterior la llama (con temperaturas

de

entre

1.500

y

2.500°C) y las ondas de choque térmico

generadas

por

la

combustión, que son emitidas a velocidades

supersónicas

(cinco

veces superiores a las del sonido). Con ello, se va produciendo el proceso de calentamiento de la roca en el punto donde se aplica la llama, que posterior e inmediatamente es enfriado por la salida del agua o vapor procedente de la refrigeración y por los gases de escape para producir, por un fuerte contraste térmico, la fracturación y la expulsión de los componentes del granito en granos diferenciales en forma de decrepitación. En

condiciones

normales

de

operación, un equipo convencional consume del orden de 35 l/h de gasóleo, y unos 10 m3/mín. de aire comprimido a 7 Kg/cm2 de presión. El inicio de la combustión o ignición de la

lanza

acetileno

se

realiza

como

inyectando

combustible

y

oxígeno como comburente. Este equipo se aplica, normalmente en las canteras de granito, en la fase primaria de la independización del macizo rocoso, mediante la creación de las rozas o de los canales transversales a los bancos de explotación. La anchura de la roza producida por lanza térmica puede ser variable, y del orden de 60-80 mm, realizándose las ulteriores subdivisiones con perforación o hilo diamantado como ya se ha descrito anteriormente. Las desventajas mayores en la aplicación de este sistema son fundamentalmente de tipo ambiental y tecnológico por su elevado nivel de ruidos y no ser excesivamente económico: •

Un elevado nivel de ruidos, mayor de 120 dB, que afecta a la explotación y su entorno.

•

Una influencia negativa sobre la calidad de la cara de la roca en una profundidad variable, afectada por las fisuras y la vitrificación indeseables.


Laboreo III

MAQUINARIA MINERA DE INTERIOR LA ROZADORA INTEGRAL Las máquinas de corte usadas en el tajo largo son la rozadora integral y el cepillo. La rozadora es con mucho la maquina más utilizada en la minería de interior y especialmente en el método de tajo largo por hundimiento y por lo tanto es la que estudiamos a continuación.

Actualmente se utilizan tres tipos de rozadoras: La rozadora de doble tambor articulado, la de tambor simple articulado y la de tambor simple fijo. La más utilizada es la de doble tambor articulado que permite realizar el corte en una o dos direcciones. En el corte unidireccional este se realiza de cola de tajo a cabeza, y en el bidireccional en los dos sentidos, aunque lo más normal es que solo se realice el corte en una sola pasada estando el tambor de corte delantero elevado mientras que el de cola va libre o corta al muro dependiendo de la potencia de la capa. Durante la vuelta solo se limpia o carga el carbón rozado sobre el transportador blindado. El corte bidireccional solo se emplea en tajos en los que el movimiento de la rozadora se ha automatizado.

Esquema general de una rozadora

Existen diferentes tamaños de rozadoras; si Hc es la altura a rozar ( la potencia de la capa), D el diámetro del tambor de roza, Hb la altura del cuerpo de la rozadora, La el alcance del brazo del tambor, B el espesor del cuerpo de la rozadora (ver figura), se tiene: Hc = Hb – B/2 + L sen α + D/2 En las rozadoras de dos tambores la altura máxima rozada no excederá dos veces el diámetro D del tambor de corte. EJEMPLO: Usar el gráfico siguiente par seleccionar el diámetro D de corte, dada la altura de corte y las dimensiones principales de la rozadora: Hc =2,29 m ( 90 in); Hb = 1270 mm (50 in); B = 508mm (20 in); La = 1778 mm (70 in); α = 30º


Laboreo III

Solución: Se sigue la línea a-b-c-d-e-f . El valor mínimo de D requerido en las condiciones dadas es de 762mm (30 in). En la práctica, en orden a reducir la resistencia de carga del tambor e incrementar la eficiencia de carga, el diámetro del tambor se selecciona mayor que el valor mínimo. Generalmente D se coge del orden del 75 al 80% de la altura a rozar. En este ejemplo D = 60 in ( 152,4 cm). De este modo siguiendo la línea g-h-i en la figura la altura de corte puede alcanzar 105 in (266,7 cm).

El ancho del tambor puede variar pero es habitual un ancho de 813 mm (32 in). Las velocidades de rotación también varían pero la más común es de 44 rpm. La velocidad de desplazamiento de la máquina puede variar de 4 a 25 m/min . Hoy en día se utilizan velocidades comprendidas entre 12 y 18 m/min. PRODUCCIÓN DE UNA ROZADORA La producción horaria de una rozadora en t/h es Qshe, Qc es la producción por ciclo en t/ciclo, Tcut es el tiempo por ciclo en minutos. Se tiene:


Qshe =60 Hc s Vs γ C

(t/hora)

Qc = W Hc s γ C

(t/ciclo)

Tcut = 60 k Qc/Qshe

(minutos)

Laboreo III

en dónde

Hc es la altura de corte en m S es el ancho de corte en m Vs es la velocidad de desplazamiento de la rozadora en m/min

γ es la densidad del carbón en t/m3 W es el ancho del en m C es el coeficiente de carga de la rozadora ( 0.90 a 0.95) k es el coeficiente de utilización, entre 1,1 y 1,4 dependiendo de los tiempos de parada.

El grafico de la figura siguiente permite determinar la producción de un tajo largo.

Ejemplo: Usar el gráfico anterior para hallar la producción por ciclo y el número de ciclos requeridos por relevo . Los datos de partida son W = 180 m (600ft) γ = 1,28 t/m3 (80 lb/ft3 ) s = 0,76 m (2,5 ft) Hc = 2 m (6,5 ft) Se sigue la flecha par hallar la producción por ciclo Qc = 340 t ( 380 tons). Así, si la producción de carbón planificada es de 2700 t (3000 tons) se necesitan 7 u 8 ciclos para obtenerla.


Laboreo III

POTENCIA DE LA ROZADORA: La potencia consumida por la rozadora refleja la carga total consumida durante la operación de rozado y depende de numerosos factores como la velocidad de desplazamiento, diámetro del tambor, profundidad del corte y estado de las picas, ancho del tambor y velocidad de rotación, altura de corte y dureza de la capa. En condiciones normales y basado en la experiencia se ha confeccionado el gráfico siguiente.

Ábaco para la selección de la potencia de la rozadora 1 in = 25,4 mm ; 1 hp = 0,7457 kw

Ejemplo: Usar el gráfico anterior par determinar la potencia requerida por una rozadora en las condiciones siguientes : Hc = 2 m ( 80 in), dureza dela capa media. Siguiendo la flecha se encuentra: N = 557 CV (550 Hp) en control manual y N = 659 CV (650 Hp) en control electrohidráulico. SELECCIÓN DE UN TRANSPORTADOR BLINDADO “PANZER” Existen de diversos tipos dependiendo de la disposición de las cadenas de arrastre, pero los más comúnmente utilizados son los de cadena central (single center chain strand SCS) y los de cadena doble en los laterales (double outboard chain strand DOCS). En los DOCS las cadenas de arrastre tienen un largo entre 30 y 34 mm y los SCS son de 38 a 42 mm. El ancho normal de los transportadores modernos de tajo largo está entre 945 y 1000 mm. CAPACIDAD DEL TRANSPORTADOR: La capacidad de transporte de carbón se determina por las relaciones Qafc = qc Vc = Amax ψ γ c Vc (t/s) qc= Amax ψ γ

c

(t/m de panzer)

qc : peso del carbón por metro de panzer


Amax: sección eficaz máxima de carga en m2. Se tomará Amax=k(3hl/2 -

Laboreo III

3 h2/4), donde

k=0,95 a 0,97

ψ

:coeficiente de carga que varía entre 0,65 y 0,90

γ c : densidad aparente del carbón cargadode 0,88 a 1,3 (t/m3) Vc : velocidad de la cadena . 1,27 a 1,5 m/s POTENCIA DEL TRANSPORTADOR: Para calcular la potencia del motor del transportador ha de hallarse previamente la resistencia de rozamiento en movimiento del lado cargado o superior RL del panzer y del lado descargado o inferior RE y determinarse la fuerza FS de tracción necesaria. RL = ( qc fc +qn fn ) Lafc cos α ± ( qc + qn ) Lafc sen α RE = qn Lafc (fn cos α ± sin α ) FS = KbKs (RL+ RE) en dónde Lafc es la longitud del transportador en m qn es el peso por metro de cadena en kg/m qc es el peso del carbón cargado por metro en kg/m fc es el coeficiente de rozamiento en movimiento del carbón fn es el coeficiente de rozamiento en movimiento de la cadena, ( los valores de referencia de estos coeficientes están en la tabla 20.1.1)

α es el ángulo de la pendiente del transportador Kb = 1,1 es un factor por la resistencia adicional debido a la curvatura y a los cojinetes de las ruedas dentadas de arrastre de las cadenas Ks =1.1 es otro factor de resistencia debido a los tramos serpenteantes del panzer.


Laboreo III

Coeficientes de resistencia al movimiento de las cadenas

La potencia máxima requerida para mover el transportador cargado es Nmax = Nmax =

1,15 gFSVc 1000φ

(kw)

La potencia mínima necesaria con el transportador vacío es Nmin =

1,15 gq n f n LafcVc cosα

(kw)

1000φ

factor de seguridad adicional 1,15 factor de eficiencia de la transmisión del reductor y del acoplamiento fluido

φ

= 0,80 a 0,83

g

aceleración de la gravedad

La potencia ponderada que finalmente se instalará será N = Kafc

2 2 N max + N max N min + N min 3

expresada en kilowatios

Kafc = 1,15 a 1,2 es un factor de seguridad Sin embargo si el piso es blando o se producen movimientos del piso se añadirá un 35% de potencia adicional de acuerdo con las condiciones del emplazamiento. EJEMPLO: Usar las anteriores ecuaciones para seleccionar un transportador blindado. La capacidad de transporte del panzer debe ser compatible con la de la rozadora: Qshe = Qafc · 3600

(t/h)

Las condiciones del son: Ancho de W = 180 m (600 ft) Altura de corte Hc = 2,0 m (6,5 ft) La capa de carbón se supone horizontal, α = 0 Densidad del carbón, γ = 1,28 t//m3 (80 lb/ ft3) Las características conocidas de la rozadora son:


Laboreo III

Ancho de corte s = 0,76 m (2,5 ft) Coeficiente de carga C = 0,92 Velocidad de desplazamiento Vs = 9,15 m/min ( 30 ft/min); esto es compatible con la velocidad de avance controlada electrohidráulicamente de los escudos (si el tiempo del ciclo de avance de cada escudo es de 10 s, la velocidad de avance será de 6 escudos por minuto, es decir de 9,15 m/min). Solución: la producción de la rozadora es Qshe = 60 Hc s Vs γ C ( t/h) Qshe = 982 t/h = Qafc · 3600 Los parámetros conocidos del panzer del tipo SCS son : Cadena central de 30 por 108mm Peso unitario de la cadena qn =19,20 kg/m Ancho del panzer B = 0,83 m Sección máxima eficaz de carga Amax = 0,28 m2. Coeficiente de carga ψ = 0.85 Densidad aparente del carbón en el panzer γ c = 1 (t/m3) Coeficiente de rozamiento del carbón en movimiento en el panzer fc = 0,5 Coeficiente de rozamiento de la cadena en movimiento fn = 0,3 Utilizando la ecuación qc = Amax ψ γ

c,

el peso por metro de carbón en el panzer es

qc = 0,28 · 0,85 · 1 = 0,238 t/m La velocidad de la cadena Vc se obtiene inmediatamente: Vc =

Qshe = 1,14 m/s 3600qc

Otros factores retenidos para el transportador seleccionado son: Coeficientes de resistencia Kb =1,1 y Ks = 1,1 Eficiencia de la transmisión φ = 0,81Factor de seguridad Kafc = 1,2 Tomamos fc = 0,5 y fn = 0,3 RL = (238 · 0,5 + 19,2 · 0,3) · 183 = 22.831 kg RE = 19,2 · 183 · 0,3 = 1054 kg FS = 1,1 · 1,1 · (22.831 + 1.054) = 28.901 kg Nmax = 1,15 · 28901 · 1,14 · 9,81 / 0,81 · 1000 = 459 kw Nmin = 1,15 · 1054 · 1,13 · 9,81 / 0,81 · 1000 = 16,60 kw N = 324 kw Nreal = 324 · 1,35 = 438 Kw transportador blindado

que es la potencia del motor eléctrico necesario para el


Bloque 5 Servicios mineros

Profesores: D. Fernando Plá Ortiz de Urbina D. Víctor Manuel López Aburto D. Juan Herrera Herbert

LABOREO III


Laboreo III

BLOQUE 5. SERVICIOS MINEROS 5.1.- ASPECTOS GENERALES DE LOS SERVICIOS MINEROS El área de los Servicios en la actividad minera, como en cualquier otra actividad industrial, es fundamental y precisa de una cierta atención y estudio, pues lo contrario puede conducir a un fracaso del proyecto minero, por muy ambicioso que este sea en su planeamiento operativo. Además de las fases productivas del ciclo minero clásico, un cierto número de otras actividades auxiliares son necesarias cuando no imprescindibles para realizar la actividad puramente productiva. En la minería de interior la ventilación y el desagüe o la entibación para sostener el techo son claros ejemplos de la imprescindibilidad de estas operaciones, mientras que en el caso del cielo abierto tienen un mayor carácter de necesidad, tales como el mantenimiento de pistas y bancos, control de estabilidades, disposición de los vertederos y su restauración, comunicaciones, bombeo, suministro de energía, iluminación, reducción de ruidos y polvo y logística de suministros a las zonas de trabajo. En la planificación y en los cálculos de los rendimientos y los costos, los servicios tienen un claro carácter de soporte a las operaciones principales de producción. Por "Servicios" entendemos aquellos medios, sistemas, organización, etc. capaces de mejorar o mantener el ritmo y la continuidad de la operación de la mina, y por lo tanto la productividad intrínseca de esta. Con un criterio moderno, se abarca también como servicios a los aspectos financieros, comerciales y contables, pero en este curso, tan solo nos referimos a aquellos que tienen un carácter técnico de soporte a la operación minera. Si bien la misma palabra de servicios pudiera hacer creer en un carácter secundario, puede asegurarse que su importancia es casi tan capital o igual que la propia de la maquinaria o equipos productivos. Si algo permite obtener el menor costo de operación es tanto el empleo de los grandes equipos como el obtener de ellos su mayor rendimiento. (Utilización = Eficacia x Disponibilidad), para lo cual es precisa la presencia operativa de toda la maquinaria y de las plantas auxiliares, lo que señala la extraordinaria importancia que en el momento actual tiene y tiene el Mantenimiento como un servicio de la máxima trascendencia en la operación minera a cielo abierto y lo mismo pasa para los sondeos y la minería de interior. Por ello, se puede deducir que lo que se debe perseguir hoy será la máxima saturación de la maquinaria. Una clasificación de los servicios hace que distingamos dos grandes grupos:


SERVICIOS MINA SERVICIOS GENERALES

MEDIOS PARA LA EXPLOTACIÓN

MANTENIMIENTO MAQUINARIA

PLANTAS AUXILIARES

MEDIOS DE COMUNICACIÓN Y CONTROL

Laboreo III

│ - Medios para mantenimiento de la explotación. │ - Medios para mantenimiento de la maquinaria │- Plantas auxiliares │- Control y organización. │- Topografía e informática │neumáticos │- tractores │ │ │orugas │- motoniveladoras │- compactadoras o apisonadoras │- camiones de riego │- limpieza de regatas y capas │- retroexcavadoras │- desagüe: bombas y tuberías │- iluminación │- control de leyes │- preventivo │- mantenimiento │- correctivo │ │- predictivo │- taller principal │- talleres móviles │- talleres exteriores │- estación de servicio │- organización y control del mantenimiento │- trituración fija o móvil │- almacenamiento de minerales │- planta de homogeneización o mezclado de minerales │- almacén de repuestos y materiales │- planta de explosivos o polvorín │- estación de desagüe y depuración │- oficinas y topografía │- vestuarios y comedores │- distribución eléctrica │- varios (abastecimiento de agua potable o industrial). │- Aeropuerto o helipuerto de │ - teléfono, télex, telefax, Internet │- terrestres │ - camiones, autobuses │ │ - Vehículos personales. │ │ │ - ondas - radio – teléfonos móviles │- aéreos │ - aviones con sus pistas de aterrizaje │ │ - helicópteros con su helipuerto │ │ │- personales o locales │- ordenadores │- centros de cálculo │- exteriores


Laboreo III

MAQUINARIA AUXILIAR. Sin duda alguna los medios auxiliares afectan directamente a la producción, por lo que son importantes y necesarios en toda operación minera. Su objetivo fundamental es mantener el estado de la mina tanto en bancos, pistas, regatas, vacies, etc. lo mejor posible para alcanzar las eficiencias y ritmos de producción previstos. Los principales equipos auxiliares empleados en el mantenimiento de la explotación son: a) Tractores. b) Motoniveladora. c) Camión de riego. d) Compactadores. e) Limpiadora de regatas. f) Equipos portátiles de iluminación. g) Retacadora de barrenos. h) Equipo de taqueo. 5.1.1 EL TRACTOR DE ORUGAS El tractor de orugas es el equipo auxiliar con más versatilidad y utilidad en la minería a cielo abierto. Desarrolla una multitud de usos, entre los cuales se pueden mencionar su uso como escarificador, para excavar y empujar materiales, tirar y empujar de equipos pesados, para destoconar y desmontar terrenos, con instalación de componentes adecuados, se puede usar como grúa, instalación de tuberías de ductos, rompedor de rocas, retroexcavadora, cargador frontal, malacate, etc. Los usos más comunes de un tractor de oruga son: a) Para excavar y empujar materiales por medio de la pala u hoja delantera y b) Como escarificador (“ripado”), mediante el arado o escarificador trasero y c) Funciones de servicios muy variadas como detallamos a continuación Excavar y empujar materiales rocosos. A medida que la distancia aumenta en la operación de excavar y empujar materiales, el volumen de producción del tractor (en m3 o en toneladas), tiende a disminuir. Solamente operadores experimentados, trabajando en condiciones favorables pueden hacer menos brusca la caída de producción, ya que un operador con poca experiencia podrá mover menos material que uno experimentado, todo ello debido al poco conocimiento de las características del equipo y a su incapacidad para juzgar la velocidad adecuada del tractor y la carga que lleva empujando la cuchilla. El ciclo completo de operación efectiva de un tractor, se divide en tres etapas:


Laboreo III

• Excavar o arrancar el material con la pala o el riper (el 15% del tiempo del ciclo) • Acarrear o empujar el material hasta la tolva o la pila de material (el 60% del ciclo) • Retroceder y reiniciar el ciclo (25% del ciclo) La mayor producción de un tractor empujando material rocoso se obtiene en distancias menores de 50 m. No es recomendable que se empujen materiales a más de 90 m debido a que a esta distancia su producción puede bajar hasta un 25 ó 30%. Con esto se pretende decir que si un tractor Caterpillar D9 trabaja excavando y acarreando un volumen de 1,000 m3 /hora a una distancia menor de 30 m, al incrementar la distancia de arrastre a 90 m, sólo podrá producir entre 250 y 300 m3/hora. Escarificar o ripar. El trabajo de escarificación o de “ripado”, consiste en aflojar el material con el “arado”, “desgarrador” o “riper” de acero especial con diente recambiable que viene acoplado al tractor, en su parte posterior.

TRACTOR DE ORUGAS CON HOJA DE EMPUJE Y RIPER TRASERO KOMATSU D475A

Debido al aumento en tamaño, peso y potencia de los tractores mineros modernos, el uso del escarificador en los trabajos de minería superficial se ha incrementado notablemente, sobretodo en los materiales cada vez mas duros y difíciles, con lo que en ocasiones ha


Laboreo III

resultado una buena alternativa para sustituir las operaciones de perforación y voladura en materiales que posean las características físicas adecuadas para el uso de esta herramienta. En el desmonte, y sobretodo en las maniobras de explotación de capas de carbón, el uso del escarificador ha substituido casi totalmente a la perforación y voladura clásica. El coste unitario por concepto de arranque de rocas mediante el empleo del escarificador o riper, en lugar del sistema de perforación y voladura (o una combinación de ambos), debe reducirse notablemente si se elige y selecciona el equipo adecuadamente para cada tipo de material. Puede afirmarse que en muchos casos y especialmente en las Obras públicas o civiles se ha abusado en exceso del empleo del riper en han parte debido al engorro que suponen las voladuras cuyo empleo es más sencillo en las minas que ya tiene la organización y el personal para usar los explosivos y sobre todo no tiene el temor propio de otras especialidades. El limite de ripabilidad debe ser siempre un límite económico entre el arranque por voladura y el arranque por tractor y ello debe ser calculado correctamente en cada tipo de material rocoso, pero que en general no se corrige basándose en utilizar un tractor de mayor potencia ya que su coste horario sube en mayor medida en la que aumenta la producción horaria por lo que el coste de arranque de un m3 suele ser mayor. En las minas que se encuentran en la etapa de pre-producción, la roca superficial que cubre el depósito de mineral favorece el empleo del escarificador, ya que suele presentar planos de debilidad, fracturas, fallas, roca alteración, fragilidad, estratificación laminada, humedad en terrenos arcillosos y esfuerzos de compresión en las rocas con baja resistencia. Las condiciones anteriores representan una zona de oportunidad para el uso del tractor como una máquina de arranque de roca, siempre y cuando ésta cumpla con algunos de los requisitos enunciados anteriormente. Otros trabajos variados y propios del tractor se enumeran a continuación. Ejecución de rampas y caminos; Bien tras una prevoladura de la zona o si es posible ripándola se usa el tractor para nivelar el material y adecuarlo al perfil del camino a construir mediante la ayuda de una precisa topografía. La función de explanación es previa a la utilización de cualquier otra máquina que lo termine o que realice un mejor acabado como los tractores de neumáticos o finalmente la niveladora.


Laboreo III

TRACTOR DE ORUGA KOMATSU CON HOJA DE EMPUJE EN U

Arreglo y empuje de roca en la zona de carga. Es normal mantener un tractor con riper al lado de la excavadora o pala cargadora, de tal modo que ésta no emplee tiempo en recoger o preparar el tajo, así como limpiando el a la misma de los vehículos de transporte. Para esta función son muy útiles los tractores sobre neumáticos ya que el arreglo de la zona es más perfecto. Sin embargo para el arranque de alguna pata o repie es preferible el tractor sobre orugas con riper trasero, que también será necesario para ayudar en la carga del material por la pala cargadora, lo que debe tenerse en cuenta cuando se comparan los costes de carga con excavadora que no necesita un tractor permanentemente con la pala que si requerirá la presencia constante de un tractor si la roca es dura o muy dura. Arreglo de los caminos y rampas de la mina. Bien por existir baches de cierta envergadura, mayores de 30 cm., o bien por la caída de materiales de cierta importancia, es necesario el uso del tractor antes de pasar la niveladora. Asimismo cuando sea necesario desviar el camino por una zona que previamente ha sido arrancada o volada, debe utilizarse el tractor antes que cualquier otro elemento para conseguir precisamente que el trabajo de la niveladora sea más perfecto, para este servicio es preferible el tractor de neumáticos. Suele emplearse la regla de utilizar el tractor de orugas para nivelar tierras o rocas con un espesor o bache de alrededor o mayor de una yarda (0,90 m) mientras que el tractor de rudas lo hace mejor y más barato


Laboreo III

entre 1 pie (0,30 m) y 1 yarda, dejando el apure o remate hasta una precisión de 1 pulgada (2,5 cm) para la niveladora. Arreglo de los vacies o vertederos. Es tendencia habitual que la altura del vacie sea lo mayor posible para tener así una gran reserva de volumen donde descargar. Sin embargo esa altura supone un cierto peligro para el vertido o volcado de los vehículos, peligro que disminuye con el empleo de un tractor, de tal modo que el vehículo no descargue directamente en el borde, sino que deje montones que serán empujados posteriormente por el buldózer. Otro sistema consiste en dividir el talud del vacie en varias terrazas, disminuyendo el ángulo del mismo el ángulo del mismo y la altura del vaciado, con lo que también desaparece en gran parte el peligro de zonas de rotura o inestabilidad en los bordes. En este segundo método de llevar el vacie es todavía más necesario el tractor y muy especialmente si lo construimos de abajo hacia arriba con terrazas menores de 10 m., como es exigido en los casos en que se pretenda utilizar el terreno para reclamarlo o para construir sobre el mismo en cuyo caso es necesita la compactación hasta una densidad del material próxima a la de la roca en sólido y para ello se suele complementar con uso de compactadores de pata de cabra en forma de tractor equipados con una hoja de empuje, realizando así el compactado y arreglo del vacíe conjuntamente. Empuje de materiales. En algunas explotaciones las máquinas de carga están en niveles fijos y ciertas zonas entre niveles de carga están subdivididas, bien por las rampas de , bien por subniveles intermedios. En otros casos algunas voladuras necesitan ser empujadas o arrastradas hacia la zona de carga y ello debe ser efectuado por un tractor de orugas. Así mismo cuando se emplea el transporte por ferrocarril es necesario, en ocasiones, acercar el material a la excavadora por no alcanzar ésta, o bien al material o bien al vagón. En estos casos se emplean tractores de empuje con hojas muy anchas como el DD9. Arrastre de vehículos. En casos de averías o paradas de volquetes u otros vehículos como las traíllas es preciso apartarlo rápidamente del circuito, para lo que puede emplearse bien la grúa o bien un tractor con cable de arrastre. También se emplean los tractores para desplazar los patines que soportan los cables de alimentación eléctrica de los equipos, o de otros patines que además de servir como medio de transporte rápido del cable, sirven como punta de conexión en la necesidad de alargar el cable al avanzar la explotación.


Laboreo III

Empuje de mototraillas en el caso de que se empleen las mototraillas convencionales como un medio operativo de arranque, carga y transporte y al carecer estas de suficiente potencia de arranque y carga se puede precisar el empleo de uno o varios tractores para llenar una traílla y dejarla sola para el transporte, sirviendo naturalmente el tractor para varias traíllas para saturar su ciclo. Ejecución de bordes o bordillos de protección. Bien en las rampas de a los diferentes bancos, bien en las zonas de acumulación de aguas, o para impedir el paso de éstas hacia las zonas de transporte se construyen unos bordillos con material fino o sobrante para quitamiedos en los laterales de las rampas o bancos. Varias aplicaciones como pueden ser la apertura y relleno de zanjas, la ejecución de explanaciones sobre rellenos, para la limpieza inicial de broza y de árboles, como quitanieves, para apilado y espesado del mineral, colocación de tuberías en zanjas con un implemento lateral denominado tiende-tubos que también se utiliza en el ripado o movimiento lateral de las cintas trasportadoras en la minería de transferencia, etc. 5.1.2 EL TRACTOR DE NEUMÁTICOS Los tractores de neumáticos son el resultado de la búsqueda de unas máquinas que realizaran las mismas funciones que un tractor de oruga, pero que fueran más versátiles, que desarrollaran mayor velocidad, que fueran capaces de acarrear a distancias mayores y que no tuvieran las serias limitaciones en el tránsito por carreteras pavimentadas. Los tractores de neumáticos "nacieron" en 1938, y desde entonces se les ha encontrado una variedad muy amplia de aplicaciones, algunas de las cuales, se mencionan a continuación: • Tractor normal de ruedas con hoja de empuje para limpieza. • Máquina motriz o tractora de traíllas y de cajas de volquetes articulados. • Compactadora o apisonadora de llantas o de pisones para rocas o para basuras. Se le puede instalar equipos especiales para diversas funciones (Carrete para tendido de cables, ripper, cuchilla para desmonte de árboles y tocones, etc.). El tractor de neumáticos resulta de gran utilidad para la limpieza de áreas de carga, de caminos, áreas de descarga y construcción de bordillos de seguridad en vertederos y caminos. La gran movilidad que poseen estas máquinas las hacen muy versátiles para poder dar servicio a diferentes lugares de trabajo en periodos de tiempo relativamente cortos, ya que estos tractores pueden desarrollar velocidades de hasta 50 kph.


Laboreo III

TRACTOR DE NEUMÁTICOS CAT834B

Coloquialmente en algunas minas se le llama “la escoba” lo que da idea de su gran cantidad de servicios de limpieza que efectúa. 5.1.3 SELECCIÓN DE UN TRACTOR Para seleccionar un tractor, se tendrá necesidad de considerar varios factores, algunos de los cuales son: 1.

Características del trabajo a realizar (construcción, escarificación, limpieza, empuje).

2.

Tipo de unidad, sobre cadenas o sobre neumáticos.

3.

Número de unidades requeridas y tamaño de las unidades.

4.

Tipo de terreno y características físicas de los materiales, pendientes de trabajo en los diversos s, llongitudes de transporte.

Dos tipos de tractores dominan el mercado actualmente, el clásico tractor sobre cadenas y el tractor montado sobre neumáticos. Sobre la elección entre estos dos tipos, hay ventajas e inconvenientes en cada uno de ellos, y así adaptándose a las características de la explotación se llegará a determinar el tipo más adecuado. A título orientativo se comparan seguidamente los dos tipos de tractores para distintos factores que deben ser tenidos en cuenta a la hora de seleccionar estos equipos: Velocidad y movilidad. En este aspecto los de neumáticos presentan más ventajas frente a los de cadenas, llegando a ser éste uno de los factores más críticos.


Laboreo III

Tracción. La tracción es una ventaja patente de los tractores de cadenas por su mayor adherencia, ya que un tractor de neumáticos para ejercer una misma capacidad de empuje necesita un mayor peso. Costes. Puesto que los tractores de neumáticos necesitan disponer de mayor peso y potencia que los de cadenas para una misma capacidad de empuje, tendrán por lo tanto un valor de adquisición mayor. Sin embargo, dado su menor peso unitario son más económicos de adquisición y de operación. En el coste de reparación o mantenimiento la partida más importante está constituida por las orugas o los neumáticos según el caso, por lo que la vida de cada una de ellas varia en función del estado del piso y del trabajo que efectúen. Maniobrabilidad. Con tractores de neumáticos articulados, la maniobrabilidad es mayor que con los de cadenas. Compactación y flotabilidad. Los tractores de orugas tienen más flotación y por lo tanto realizan una reducida compactación del terreno. Por el contrario los tractores de neumáticos tienen una menor flotación y ejercen un mayor esfuerzo de compactación, siendo adecuados en la construcción de vacies, pasadas de escollera y apilado del carbón, ya que en este último caso la compactación reduce el peligro de combustión espontánea. En resumen, si bien los tractores de neumáticos son más caros para una misma capacidad de empuje, esto queda compensado por la facilidad y rapidez de desplazamiento que permite utilizarlo en diferentes trabajos y zonas, con lo cual el coeficiente de utilización podría elevarse. Podemos asegurar que en una obra será raro encontrar un tractor parado por falta de trabajo, es más bien corriente estar siempre escaso de maquinas, por lo que es conveniente disponer de los dos tipos y a ser posible, con holgura a la hora de planificar el número de unidades. La producción de un tractor en el trabajo más normal que es el arrastre con ripado o empuje de material, se calcula por la formula empírica:

P=

(59.82)(l)(d )(h )(Dm )(Do)(Fa ) Tc

Donde: P Tc l d

= Producción /h de material “in-situ”, (m3b) = Tiempo del ciclo, (min) = Longitud de empuje (m) = Distancia entre surcos, (m)

h = Penetración, (m) Dm = Disponibilidad mecánica (decimal) Do = Disponibilidad operación (decimal) Fa = Factor de eficiencia (decimal)

El Factor de organización o eficiencia Fa se estima según las condiciones:


Laboreo III

1.0 = favorable equivale a la hora de 60 minutos; 0.83 promedio y equivale a la hora de 50 minutos 0.50 desfavorable equivale a la hora de 30 minutos Ejemplo: Calcular la producción horaria de un tractor con los siguientes parámetros Tc = 6.20 min

h = 0.60 m

l = 120 m

Dm = 0.80

d = 1.20 m

Do = 0.83 Fa = 0.75 (promedio)

En el caso de una operación combinada de tractor de orugas con ripado y empuje, debe tenerse en cuenta que: Tc = Tr + Te = 50 min. (Eficiencia 83%) Tr * Pr = Te * Pe En donde: Tc = Tiempo del ciclo, (min) Tr = Tiempo de ripado (min). Te =

Tiempo de empuje (min).

Pr =

Producción de ripado (material suelto m3S/min)

Pe =

Producción de empuje ( m3S/min)

Obteniéndose con las ecuaciones anteriores la producción horaria, combinada, teórica. Debe tenerse siempre en cuenta que la producción es de material suelto y que para transformarlo en producción en banco o sólido debe aplicarse el factor de expansión volumétrica o la relación de densidades entre suelto y sólido. 5.1.4 LAS MOTONIVELADORAS La niveladora es una máquina utilizada fundamentalmente en la conformación y acabado de los caminos y las pistas de rodadura dentro de una operación minera a cielo abierto, aunque también existen unos modelos para minería de interior de perfil más bajo y con una hoja más pequeña. Aunque pueden utilizarse los tractores de oruga o de neumáticos para realizar el conformado de los caminos, para baches o piedras mayores de 1 pie o 30 cm, el acabado final requerido de 2,5 cm o 1” se llega a obtener mejor utilizando una Motoniveladora. Las niveladoras pueden especificarse por la potencia del motor (100 HP en adelante), por la longitud de la cuchilla y por el número de ejes motrices (uno para cada eje y en tandem para dos). Algunas niveladoras están equipadas con pequeños dientes escarificadores


Laboreo III

ajustables, colocados delante de la cuchilla, cuya función será la de aflojar la tierra antes de conformarla, pero insuficiente para el arranque de materiales rocosos.

MOTONIVELADORA CATERPILLAR (Modelo 16 H)

La cuchilla es ajustable y puede colocarse a la profundidad que se desee y girar a cualquier posición requerida para empujar la tierra hacia delante o hacia un lado. Las niveladoras pueden tener de tres a seis velocidades hacia delante y reversa. La velocidad de operación de la máquina varía de 3.2 a 32.2 Km. /h. Las velocidades más bajas se utilizan para operaciones de conformación, mientras que las más altas se utilizan para los desplazamientos de un lugar a otro. La estructura de una niveladora consiste fundamentalmente de un bastidor formado por dos travesaños que soportan el motor y la sección de control, los cuales convergen hasta formar una viga sencilla curva que termina en el eje frontal. El impulso se efectúa a través de ruedas en tandem localizadas en la parte posterior del aparato. La cuchilla niveladora está sujeta a un anillo circular que está colgado del bastidor superior y da tratamiento a una barra de tiro sujeta al frente del mismo bastidor. Esta máquina automotora tiene por misión principal la nivelación y afinado del terreno, pudiendo para ello ripar, excavar y transportar el material, en pequeñas cantidades. El elemento principal de trabajo es una hoja recta de perfil curvo, cuya longitud determina el modelo y potencia de la máquina. En el plano horizontal la hoja puede formar cualquier ángulo con el eje longitudinal de la máquina y además puede inclinarse con relación al plano horizontal hasta quedar en posición vertical. Además de la hoja puede llevar otros


Laboreo III

aparejos como escarificador, delantero o trasero, pala de empuje, estabilizadores de hoja, caja emparejadora, rodillo, etc., pero en minería son infrecuentes. Los trabajos que pueden realizarse con esta máquina son: -

Excavación; ejecución de regatas, desagües, reposadores.

-

Nivelación, explanación, distribución y afinado. Se requieren una serie de pasadas para cada faceta, variando el ángulo horizontal desde 50º para la nivelación hasta 90º para el afinado que no suele llevar más de 2 pasadas. El ángulo de incidencia de la hoja con el terreno debe ser próximo a los 90º.

-

Desplazamiento de tierras, fangos y lodos de las áreas de trabajo e incluso de empuje en vertederos.

-

Descortezado en zonas cubiertas por broza o arbustos pequeños. De todas formas para este trabajo se requieren niveladoras de gran potencia, que cada día son más habituales en minería.

-

Levantamiento de firmes de hormigón con el escarificador y desplazamiento de los materiales removidos.

-

Limpieza de las cunetas de las carreteras o caminos. No tan sólo pueden construirse las cunetas o regatas, sino que por darles una forma adecuada, pueden luego limpiarlas debidamente, acumulando los lodos o materiales en una zona de más fácil carga por otra máquina. -

Mezclado y puesta en obra del material que sirve de firme a la carretera. En ciertas explotaciones en que el firme no es suficientemente compactable se emplea con mucho éxito una capa de material preparado y adecuado, gravas, materiales calizos homogeneizados, escorias, o estériles de la mina debidamente triturados a tamaños inferiores 50 mm, etc. Para su distribución por la pista, interrumpiendo el trafico lo menos posible, es muy útil la niveladora.

-

Conservación permanente de las pistas de circulación. Esta es la función más importante ya que el efecto que causa sobre la capacidad de circulación es enormemente beneficioso por las siguientes causas: *

Mayor velocidad de los vehículos y por ello menor número de unidades.

*

Menor consumo de combustible.

*

Mayor vida de la suspensión e incluso reducción de la misma.

*

Mayor vida de los neumáticos.

*

Mejor distribución del riego y por tanto menor polvo.

*

Mayor seguridad en el trabajo.


*

Laboreo III

Mejor conservación de la carretera o pista por eliminación de las aguas al efectuar cunetas y forma curva fuera del piso.

Debe insistirse que para conseguir estos resultados es preciso el empleo permanente de la máquina, aunque tan sólo sean dos o tres horas al día, preferible a la revisión cada tantos días o tras un período largo de lluvias. Como regla de tipo práctico, se considera que debe disponerse de una de estas unidades por cada 30.000 Tm. Km. /día. Se cuenta que en USA a la niveladora la llaman “The Four Wheel”, entendiendo que supone el ahorro del cuarto volquete por cada tres existentes en la carga cuando esta empieza a esperar Así como en la mayoría de la maquinaria minera, la producción se expresa en m3 o toneladas, debido a que son máquinas cuya misión principal es el movimiento o manipulación de grandes volúmenes, sin embargo en las niveladoras interesan los metros cuadrados o lineales arreglados, ya que su principal cometido es nivelar con muy poco movimiento de material o en todo caso se controla más adecuadamente el número de horas trabajadas por estas máquinas de servicios, ya que su producción es realmente irrelevante. A título orientativo, damos a continuación un cuadro de las velocidades medias de trabajo de las motoniveladoras para distintas operaciones: VELOCIDADES MEDIAS DE TRABAJO TIPO DE TRABAJO

Km. /hora

Nivelación

4a5

Corte de taludes

2a4

Excavación

2a6

Desbroce de tierra vegetal

2a7

Extendido

4a9

Trabajo fácil de corte y relleno

4a9

Mezclado de materiales

7 a 10

El factor de eficiencia en los trabajos indicados varia entre el 70 y el 90% tomándose como valor medio el 80% y sin embargo la utilización suele ser menor incluso del 50% al ser la primera máquina que se para cuando falta personal. Como la hoja de empuje no suele disponerse perpendicular al sentido de avance de la misma, el frente de trabajo F será igual a la longitud de la hoja L, por el coseno del ángulo α F = L. cos α


Laboreo III

5.1.5 LOS COMPACTADORES O APISONADORAS Tanto en el caso en que la pista se construya con el firme de la mina como si se disponga de materiales debidamente mezclados que formen la sub-base y superficie de esta, será conveniente darle al firme un suficiente grado de compactación con el fin de que la resistencia a la rodadura sea la menor posible y se aumente la estabilidad del mismo. Básicamente compactar es conseguir eliminar los huecos entre las rocas o materiales y conseguir una mayor densidad lo más próxima a la original del material y con ello ser capaz de soportar unas mayores cargas especificas. Los principales factores que intervienen en un trabajo de compactación son: 1. Granulometría del material 2. Porcentaje de humedad 3. Tipo de esfuerzo de compactación • Peso estático (o presión) • Acción de amasamiento • Impacto • Vibración Los equipos de compactación pueden clasificarse en los siguientes tipos: 1.

De reja ó "Grid roller"

2.

Vibratorio

3.

Tambor de acero liso

4.

De varios neumáticos

5.

De un neumático pesado y liso

6.

De pata de cabra "Sheeps-foot"

7.

De pisones en punta de diamante

8.

De pisones para rocas "rock tamping foot"

COMPACTADOR DE PISONES PARA ROCAS CAT 825


Laboreo III

Debemos añadir, que el empleo de compactadores no solo se centra en la construcción de las pistas, sino incluso en los mismos vertederos de estéril, en los que es preferible la disposición del material formando tongadas horizontales. Esta disposición permite el compactado del material tanto por los equipos de transporte como por los propios equipos de compactado, consiguiéndose de esta forma reducir considerablemente el volumen ocupado por los estériles y obtener una estabilidad mayor del vertedero. También suelen emplearse en la construcción de las presas de aguas o de residuos de la explotación o para el almacenamiento de los minerales que debe procurarse que no se oxiden o comiencen a arder prematuramente, como es el caso del apilado de los carbones en los parques de almacenamiento de las centrales térmicas o en los puertos de llegada de grandes barcos. Es necesario diferenciar claramente los conceptos de volumen del material en banco o "in situ" (m3b), y de volumen de material suelto o esponjado (m3s) y de volumen de material compactado (m3c). La relación entre el volumen del material compactado y el volumen en banco, es lo que se define como F.C o "Factor de compresibilidad": F.C. = (m3c) / (m3b) El volumen de la obra, el tipo de material y el criterio técnico del ingeniero jefe de la obra, determinarán el tipo de compactado más adecuado, pero en cualquier caso, no debe olvidarse que es un factor importante tanto en la productividad del transporte, en la estabilidad de los vertederos, el mantenimiento de pistas, etc. 5.1.6 EL CAMIÓN DE RIEGO Este tipo de vehículo se emplea para mantener algo humedecidos los caminos, las rampas y en general todos los s por donde circulan los volquetes fuera de carretera y los equipos auxiliares para abatir y aglomerar la tierra o polvo que por el constante transito y peso de los vehículos, éstos generan. Los motores de las máquinas mineras toman el aire del ambiente de trabajo para inyectarlo en la cámara de combustión a través de los turbos y efectuar la mezcla adecuada de combustible - aire requerida para su desempeño. Si el aire que aspira el motor se encuentra contaminado de polvo, éste actuará como un abrasivo en las partes internas de la máquina, por lo que las condiciones “pulverulentas” de los caminos resultan altamente indeseables. Por lo anterior, el uso de volquetes con cisterna se justifica ampliamente, sino fuera también por las exigencias humanas y medio ambientales de trabajar en unas condiciones más seguras y agradables.


Laboreo III

El camión de riego con cisterna es un volquete de características idénticas a los vehículos de transporte “fuera de carretera”, generalmente un volquete antiguo, pero en buenas condiciones del motor y de la trasmisión, con la diferencia de que en lugar de una caja de carga, se le coloca un gran tanque para almacenar agua, que descargará por aspersión a lo largo de los caminos. La capacidad de los tanques cisterna varían de acuerdo al tamaño y capacidad del camión, llegando hasta los 120.000 lts. Es frecuente disponer de un número mayor de camiones de riego en épocas de verano y volver a colocarle una caja de vuelco durante las épocas de lluvias. Es muy normal que, en las explotaciones a cielo abierto, el polvo sea el enemigo número uno del trafico, debido principalmente al tipo de piso de la pista, a la densidad de circulación pesada, a la temperatura alcanzada por los neumáticos que actúan como planchas y a la acción del viento y de la temperatura ambiental. Se han pensado muchas soluciones para luchar contra ello, desde asfaltar aquellas zonas en que los trabajos están terminados hasta, una simple manga de riego. Ambos extremos no son frecuentes, ambos por su elevado costo, el primero por el enorme firme que requiere dado el tonelaje a soportar y la carga por eje, y el segundo por la cantidad de personal y las instalaciones de tuberías que necesitaría. La solución más generalizada es la utilización de camiones de riego, bien simplemente con agua o añadiendo soluciones ligeramente asfálticas o con productos emulsionantes más o menos complicados. Una solución que parece haber dado resultado es la aplicar un poco de sulfonato de lignina y otra es el empleo de aceites viejos de la maquinaria extendido en forma muy rociada.

CAMION CISTERNA DE RIEGO


Laboreo III

De cualquier forma el empleo del agua es la más generalizada y también lo es usar para ello algún volquete amortizado o alguna mototrailla preparando adecuadamente la caja y disponiendo de una bomba en que la presión sea siempre constante y al menos superior a los 4 Kg./cm2. Puede emplearse el sistema hidráulico de los cilindros de vuelco para obtener una presión más elevada a través de motores hidráulicos que accionan bombas de alta presión. Debe tratar de obtenerse un caudal superior a 2 m3/min. y una altura manométrica de 40 m. Con unos inyectores de salida que pulverulicen el agua lo máximo posible. El sistema de llenado de la cuba debe diseñarse con una capacidad de 5 m3/min y una reserva almacenada de 300 m3 tratando de utilizar preferentemente aguas residuales del proceso de preparación del mineral ya que es un efectivo método de eliminar por evaporación la contaminación líquida. Es muy importante, al disponer de maquinaria de riego, de un eficaz sistema de llenado de la cisterna para eliminar los tiempos muertos de esta máquina. No es raro llegar a disponer de una estación de llenado con bomba, en un lugar paralelo al circuito, que al menos tarde en llenarlo lo mismo que tarda en vaciarse. En el cálculo de los camiones necesarios influye el factor "I" que es un índice experimental que es preciso determinar y como es lógico varia a lo largo del año según la climatología de la zona. Como base se puede estimar en unos 5 litros /dia /m2. En algunas minas el camión de riego se emplea no solo en el mantenimiento de las pistas, sino incluso en el riego del material que va a ser cargado por la excavadora, evitando así el polvo que se produce durante la carga, y en el caso de añadir tenso activos al agua de riego se puede llegar a eliminar parte del polvo producido durante la manipulación en las primeras fases del proceso, siempre que no afecte al proceso de beneficio del mineral.


Laboreo III

Estación y traílla de riego en Rossing 5.1.7 LIMPIEZA DE LAS REGATAS Y REPOSADORES En determinadas explotaciones situadas en zonas de frecuentes lluvias, no basta con la niveladora para limpiar de fangos y materiales las regatas, en cuyo caso será preciso realizar estas mediante el uso de una máquina de limpieza que generalmente es una retroexcavadora con una cuba o implemento especialmente diseñado y que requiere el empleo de unos vehículos adicionales de transporte de altura y capacidad adecuadas a aquella. Estas retroexcavadoras suelen ir equipadas con cazos de forma especial, y también puede emplearse una cargadora de zanjas con vertido lateral, con una o varias cubas. 5.1.8 EQUIPOS PORTÁTILES PARA LA ILUMINACIÓN Además de los elementos de iluminación propios de la maquinaria y de puntos fijos o semifijos en que se puede tener una instalación permanente, será preciso disponer de equipos portátiles de proyectores para iluminar las zonas de carga y descarga donde se trabaje temporalmente. Es frecuente tener grupos electrógenos sobre patines o neumáticos que pueden transportar también el cable, siendo remolcados por tractores o cualquier otro vehículo. Generalmente, estos equipos se disponen para iluminar las zonas de perforación, carga y descarga, no siendo necesario hacerlo a lo largo de las rutas de transporte, excepto en puntos muy especiales. Además de estos elementos, puede disponerse de energía eléctrica en las proximidades de las excavadoras si estas cuentan con un generador de baja tensión o un transformador especial.


Laboreo III

5.1.9 EQUIPO DE RETACADO DE BARRENOS Por el carácter novedoso que tiene, es preciso hacer referencia a la aparición de una nueva máquina cuya función es la de introducir en los barrenos el detritus de la perforación una vez que se ha procedido a la carga de estos. Su aplicación la podemos situar en las grandes exploraciones, donde el número y diámetro de los barrenos es tan elevado que el retacado manual llega a ser tedioso, lento, y sobre todo muy costoso. Su aparición tuvo lugar, hace años, en la mina de Bingham Canyon y actualmente se comercializa con un precio de venta de unos 25.000 dólares por máquina, estimándose que su uso permite un ahorro de 25.000 dólares anuales. Básicamente consiste en un pequeño vehículo automotriz montado sobre neumáticos, similar a un tractor agrícola, al que se le ha equipado un sistema bivalva o de empujadores accionados por cilindros hidráulicos. Para el retacado de un barreno la máquina se aproxima a este con los brazos abiertos, una vez situada en la posición correcta se accionan los cilindros hidráulicos describiendo los brazos un movimiento de tipo circular empujando el detritus al hueco del barreno. Se ha comprobado que esta máquina es cuatro o cinco veces más eficaz que el retacado manual, permitiendo su empleo en varios tajos de trabajo y reduciendo el tiempo invertido en la preparación de las voladuras. Con una simple operación de 10 segundos se llega a introducir en el barreno entre el 50 al 75% del detritus. La disponibilidad de estos equipos es superior al 90% y además pueden ser utilizadas para otras funciones auxiliares de las voladuras e instalaciones de mantenimiento. 5.1.10 EQUIPOS PARA TAQUEO DE PIEDRAS GORDAS Entre los equipos disponibles en el mercado para la fragmentación de bolos, esto es bloques con un tamaño mayor al itido por los equipos de carga, podemos destacar: •

Bola dinámica suspendida (2-6 t).

•

Los martillos hidráulicos con energía de impacto de hasta 4000 Julios por golpe)

•

Las perforadoras de pequeño diámetro para la aplicación posterior de explosivos.

•

El cañón de agua, aunque poco utilizado en la gran minería.

Todos estos equipos suelen ir montados sobre pequeños tractores de neumáticos de tipo agrícola con unas potencias y unas producciones variables según el cuadro adjunto.


Laboreo III

PRODUCCIONES HORARIAS EN m3/h DE MARTILLOS HIDRÁULICOS FRAGMENTANDO ROCA TIPO DE MATERIAL POTENCIA DE PERCUSIÓN 17 HP

25 HP

30 HP

- Pizarras y areniscas hasta 1.200 kg/cm2

10 - 30

15 - 40

19 - 60

- Roca hasta 1.800 kg/cm2

8 - 16

9 - 30

13 - 40

- Roca dura hasta 3.000 kg/cm2

7 - 20

9 - 30

- Roca muy dura hasta 7.000 kg/cm2

1,5 - 5

2-6


7 - 16

9 - 21

12 - 30


1-5

6 - 15

8 - 18


0-7

0 - 10


0 -10

0-3


Laboreo III

5.2.DRENAJE Y DESAGÜE DE LAS EXPLOTACIONES MINERAS Consideraciones derivadas de la presencia de agua Las actividades mineras, en general, se encuentran estrechamente ligadas al agua: •

Como un problema a evitar, disminuir o corregir

•

Como una necesidad de utilización de un recurso para su aprovechamiento en la propia mina o fuera de ella.

El problema del agua requiere el adecuado enfoque y planteamiento, así como su correcta gestión. Para ello, es necesario que las soluciones estén fundamentadas en estudios hidrológicos e hidrogeológicos suficientemente detallados, desarrollados desde el propio inicio del proyecto y destinados a permitir la gestión racional de la presencia del agua. Es a partir de estas premisas que, posteriormente, se dimensionan y construyen las oportunas infraestructuras de captación y conducción, así como asegurar la efectividad de la misma, su fiabilidad y su constitución con elementos seguros y de larga duración. Para ello es necesario tener en cuenta que pueden entorpecer las labores mineras, en cualquier circunstancia encarecen la explotación, pero sin olvidar que, si el problema de drenaje no es adecuadamente planteado desde el principio, puede incluso llevar a la suspensión de la explotación minera en sí.


Laboreo III

Uno de los puntos de partida de todo proyecto que contemple una excavación de cierta envergadura es, entonces, el profundo conocimiento de esta realidad que se basa en la realización de sendos estudios hidrológicos e hidrogeológicos que permitan, precisamente, gestionar correctamente la presencia de aguas de distinto origen desde tres puntos de vista: •

El agua y su influencia en la estabilidad de taludes y huecos mineros y, en definitiva, en la seguridad geotécnica de la explotación.

•

El agua dentro de la planificación y de las operaciones de la mina, teniendo en cuenta que los usos del agua y las necesidades dentro de la mina son muy diversos.

•

El agua y el medio ambiente, abordando tanto los problemas asociados a la operación minera en sí como los derivados del futuro abandono de la actividad.

Problemática originada por la presencia de agua Con carácter general para todo tipo de explotaciones mineras, el agua constituye el agente natural de mayor incidencia como condicionante y desencadenante de inestabilidades y de otros problemas asociados. Algunos efectos perjudiciales del agua en las operaciones mineras pueden resumirse en: Reducción de la estabilidad de los taludes, tanto de excavación como del terraplén, ya sean en roca o en taludes de vertederos o suelos. Tal como se muestra en la figura adjunta el peso del macizo rocoso provoca una fuerza que actúa perpendicularmente sobre cualquier plano de debilidad y genera otras fuerzas estabilizadores de fricción frente al deslizamiento sobre dicho plano. El agua subterránea tiene un efecto de elevación del bloque de roca que hace disminuir la fuerza normal y por lo tanto, la resistencia al corte.

τ = ( σu) tgΦ Además el agua actúa como un fluido lubricante a lo largo del plano de rotura potencial.


•

Laboreo III

En taludes de suelos o rocas no competentes, las acciones son similares. Así pues, para prevenir el deslizamiento o rotura de los taludes, se opta por las siguientes alternativas:

•

Reducir la pendiente de los taludes, de la explotación con el consiguiente aumento de ratio.

•

Reforzar los taludes mediante distintos medios de retención. Esto siempre es caro, sobre todo si no se trata de taludes permanentes.

•

Garantizar el adecuado drenaje del macizo

•

Reducción de los rendimientos de las unidades de carga y transporte al circular sobre pisos embarrados y por mayor formación de baches.

•

Incremento de los costes de mantenimiento al aumentar el porcentaje de averías originadas por la acción abrasiva del barro, corrosión de la humedad y efecto de esta sobre el equipo eléctrico. Además, el agua actúa como lubricante en los cortes de los neumáticos con la roca.

•

Incremento de los costes de voladura al obligar al uso de explosivos resistentes al agua como papillas o slurries. La utilización de explosivos tipo ANFO requiere el desaguado previo de los barrenos o la utilización de explosivos encartuchados.

•

Aumento del peso específico del material y variación de sus características físicas: por ejemplo, una roca con una densidad de 2,1 t/m3 en seco y con una porosidad del 13%, cuando esté saturada pesa un 6,2% más, tal y como se comprueba con las siguientes expresiones:

1 m3 * 0,13* 1 t/ m3 = 0,13t/ m3 •

∆=

0,13 * 100 = 6,2% 2,10

Drástica reducción en los rendimientos de las cribas e incremento de los atascos en la trituración, traduciéndose todo ello en un mayor consumo de energía de tratamiento.

•

Generación de aguas ácidas (fenómeno conocido como ARD [Acid Rock Drainage] o “Drenaje Ácido de Rocas”), como sucede frecuentemente en minas de carbón y sulfuros metálicos. Este fenómeno requiere un riguroso control y tratamiento de las aguas contaminadas antes de su vertido. El fenómeno se debe a la reacción del agua con la pirita en presencia de oxígeno: 4FeS2+14O2+4H2O → 4FeSO4+2H2O+ 2H2SO4

•

Incremento del deterioro de túneles y obras subterráneas, así como reducción de la vida útil de estas obras.


•

Laboreo III

Producción de daños en las instalaciones y necesidad de empleo de costosos equipos de control y evacuación.

•

Posible aumento de la siniestralidad.

•

Aumento en el coste del drenaje y desagüe por la necesidad de construcción de plantas de tratamiento de aguas, adopción de medidas correctoras de la contaminación de las aguas y mayores cánones de vertido.

Beneficios obtenidos por la presencia de agua en los macizos rocosos Sin perjuicio de todo lo anterior, el agua, adecuadamente captada, conducida, controlada y gestionada genera un interés y un conjunto de potenciales beneficios, entre los que destacan: •

Suministro a poblaciones cercanas, previa depuración y tratamiento.

•

Aprovechamiento en las plantas de concentración, estación de lavado, riego de pistas, reforestaciones, jardines y otras actividades.

•

Extracción de materias solubles minerales que por un proceso de disolución se han incorporado a las aguas.

•

Cesión a comunidades próximas para desarrollo agrario o ganadero.

Factores condicionantes de la presencia de agua Las aguas que afectan al normal desarrollo de un proyecto y su conservación y que, en consecuencia, requieren que sean captadas y gestionadas, tienen distintas procedencias:

El ciclo completo del agua


Laboreo III

•

Aguas pluviales que precipitan directamente en la excavación.

•

Aguas de escorrentía superficial no desviadas que entran en el perímetro de la excavación

•

Aguas subterráneas que se filtran o alumbran en forma de manantial al profundizar la excavación.

Si bien, el agua procedente de estas tres fuentes puede ser simplemente eliminada por bombeo en las zonas de menor cota dentro de la explotación, la escorrentía superficial debe siempre ser interceptada previamente, por razones de economía y seguridad, mediante unos canales de protección, guarda o desvío. Características de las aguas subterráneas Los factores que definen la hidrogeología de una zona son: •

Las características geológicas del área, debido al distinto comportamiento

de las

distintas litologías con respecto al agua y las características estructurales presentes (fallas, estructuras sinclinales o anticlinales, cabalgamientos, bloques hundidos, etc.), que definen en cada punto la capacidad de almacenamiento y / o transmisión del agua. •

La climatología, pluviosidad, evapotranspiración, heladas, etc., que constituyen la principal fuente natural del agua y determinan las características del funcionamiento de la hidrología superficial y subterránea.

•

La geomorfología, que en estrecha relación con los dos anteriores, condiciona el comportamiento hidrogeológico del área. Cuando la escorrentía superficial se da con velocidades altas, la velocidad de infiltración disminuye y en aquellas zonas orográficamente complicadas con configuraciones hidrográficas intrincadas y complejas las recargas de acuíferos serán pequeñas frente a la escorrentía superficial.

Si bien en su mayor parte las aguas subterráneas proceden de la infiltración de las precipitaciones y de las aguas de escorrentía superficial, existe una parte que procede de la formación de las llamadas aguas metamórficas originadas en los procesos físico – químicos de metamorfización con profundidad. También existen algunas pequeñas aportaciones de los procesos de diferenciación magmática en el ascenso de las rocas ígneas hacia la superficie de la tierra.


Laboreo III

Con respecto a los materiales que constituyen los acuíferos, estos pueden ser: •

Materiales sueltos no consolidados que pueden tener su origen en génesis diversas.

•

Rocas sedimentarias consolidadas que han sufrido importantes procesos de disolución y que han dado lugar a importantes vías de circulación de agua, como es el caso de los karsts en calizas y yesos

•

Materiales ígneos y metamórficos fisurados que, aun no teniendo gran capacidad de almacenamiento, si poseen una gran permeabilidad.

Estudios de drenaje de una explotación minera Toda explotación minera se ubica dentro de una cuenca hidrológica e hidrogeológica concreta y, en la mayoría de los casos, se desarrolla por debajo de los niveles freáticos de la zona. Por ello, las explotaciones constituyen puntos de drenaje o de descarga de escorrentías superficiales y / o subterráneas y, en todos los casos, pueden llegar a alterar el funcionamiento hidrológico o hidrogeológico de la zona. El objetivo primordial es conseguir que las aguas que entren en o con la mina (tanto superficiales como subterráneas), sean las mínimas posibles, así como que el previsible o se realice de la manera más controlada posible. Las afecciones hidrológicas e hidrogeológicas debidas a las actividades de drenaje y desagüe de la mina serán de larga duración, ya que los trabajos deben haber iniciado dos o tres años antes del comienzo de la explotación, se prolongan a lo largo de la vida de la mina (20 - 25 años o más) y seguirán durante la fase de abandono, una vez concluida la explotación. El conjunto de afecciones exigen disponer desde el inicio del proyecto, de un exhaustivo estudio hidrogeológico previo, en el que: •

Se identifique y caracterice detalladamente toda el área de funcionamiento y de afección hidrogeológica de la zona a explotar (áreas de recarga y de descarga)

•

Permita plantear un modelo conceptual de funcionamiento

•

Posteriormente, permita el desarrollo de un modelo numérico de flujo, que incluya la simulación de una serie de alternativas de drenaje

•

Permita llegar, finalmente, a la elección y el diseño del sistema de drenaje que se considere más conveniente.


Laboreo III

Estos estudios hidrogeológicos de drenaje deberían realizarse con unos objetivos eminentemente prácticos y combinarán actividades convencionales en los estudios hidrogeológicos de caracterización y funcionamiento, con otras especificas de los estudios de drenaje, como son los trabajos de instrumentación y experimentación. 1. Actividades convencionales Como actividades convencionales destacan, fundamentalmente, las que se exponen a continuación: •

Caracterización geológica y estructural: litologías, geometría y estructuras de las formaciones y materiales relacionados con el área de estudio y, preferentemente, de las formaciones a drenar.

•

Hidrología superficial: identificación y caracterización de cuencas vertientes y relacionadas con la mina y control de caudales circulantes.

•

Estudio hidroclimático: estudio de precipitaciones y temperaturas, cálculo de evapotranspiración potencial, real y lluvia útil o escorrentía total.

•

Cálculo de los volúmenes hídricos (superficiales y subterráneos) relacionados con la mina.

•

Inventario de puntos de agua: manantiales, surgencias, pozos y sondeos.

•

Redes de control periódico: piezometría, foronomía y calidad química.

2. Trabajos de experimentación Como trabajos de experimentación necesarios en los estudios de drenaje de minas deben destacarse, al menos, dos: •

Construcción e instalación de sondeos o pozos verticales de drenaje y de sondeos piezométricos, abiertos y cerrados (e instrumentación de los segundos con piezómetros de cuerda vibrante).

•

Realización de ensayos de bombeo individuales y pruebas de drenaje o de bombeo conjunto (por grupos de pozos) de larga duración.

3. Modelos de funcionamiento hidrogeológico y diseño del sistema de drenaje La determinación de los caudales subterráneos es más compleja que para la escorrentía superficial pues dependen de la infiltración, entendiendo como tal el proceso por el que el agua penetra en el terreno y desciende por la acción conjunta de las fuerzas capilares y de la gravedad. Esta infiltración depende tanto de las características del terreno como de las características del agua como fluido que se infiltra.


Laboreo III

4. Factores que definen las características del terreno Condiciones de la superficie •

Compactación natural, por cuanto dificulta la infiltración, ya que el agua arrastra los elementos más finos del terreno hacia el interior, tapando poros y grietas en el suelo por el que pasa.

•

Vegetación, por cuanto la abundancia de esta facilita la penetración del agua al impedir la compactación del suelo.

•

Pendiente, por cuanto los terrenos con mayor pendiente son menos propicios a la retención de agua.

•

Fracturación del terreno, por cuanto esta favorece la infiltración del agua.

•

Urbanización del área, por cuanto el asfaltado y la canalización del agua evitan la infiltración del agua.

Características del terreno •

Textura del terreno, en referencia a la cantidad de finos que produce el progresivo taponamiento de los poros y reduce la capacidad de paso del agua.

•

Tamaño de los poros, ya que los poros grandes por una parte reducen la tensión capilar, pero por otra favorecen la entrada directa del agua.

•

Calor específico del terreno, que influye en la viscosidad del fluido que se infiltra.

•

Aire que llena los poros libres del suelo, cuya evacuación de los poros y la sustitución de su espacio por el agua infiltrada requiere un cierto tiempo, lo que hace que la intensidad de la infiltración disminuya.

Para la determinación de los caudales de aportación subterránea deben tenerse en cuenta parámetros hidrogeológicos como la porosidad, la permeabilidad, el gradiente hidráulico y la transmisividad. La porosidad total viene dada por la relación entre el volumen de huecos y el volumen total de material. Junto con ella, hay otro factor que permite conocer la capacidad de almacenamiento de agua de una formación: el denominado índice de poros, que es la relación entre el volumen de poros y el de partículas sólidas. La permeabilidad o conductividad hidráulica es la propiedad del material que permite la filtración y circulación del agua a través de poros conectados entre sí, es decir, es la facilidad con la que circula el agua en su interior. El gradiente hidráulico es la diferencia de carga hidráulica entre dos puntos de la zona saturada de un acuífero en relación con la


Laboreo III

distancia que los separa y son precisamente estas diferencias de presión las causantes del movimiento del agua en el subsuelo saturado. Finalmente, la transmisividad es un parámetro que cuantifica la capacidad que tiene un acuífero para ceder agua (es decir, una formación saturada y muy permeable, pero de muy poco espesor, puede ser muy poco transmisiva) Con toda la información obtenida y debidamente analizada, tanto de las actividades convencionales, como de los trabajos de experimentación, se plantea un modelo conceptual de funcionamiento hidrogeológico del área de estudio relacionada con la mina, en el que se incluya la definición litológica y geotécnica de las formaciones a drenar, la recarga y descarga de las mismas, los tipos de flujos subterráneos existentes y la estimación de los diferentes volúmenes a drenar (almacenados en zonas saturadas, de renovación anual y totales). En el caso de que se disponga de información suficiente, se puede realizar un modelo numérico de flujo, que se calibra en régimen permanente (permeabilidades) y en régimen transitorio (coeficientes de almacenamiento) con los datos obtenidos en los ensayos de bombeo y en las pruebas de drenaje realizadas, con el que se simulan una sede de alternativas de drenaje. El resultado final de este estudio consiste en la elección del sistema de drenaje más adecuado, con la estimación y ubicación del número de pozos y obras de drenaje subterráneo necesario, y el diseño de sus características constructivas y de instalación de bombeo.

Asimismo, debe incluirse un estudio de costes de evacuación de las aguas

subterráneas, tanto de realización de los pozos (perforación, entubación y preparación), como de instalación y explotación (mantenimiento, conservación y istración, energía y potencia utilizada y totales de explotación) 4. Estudio de evaluación de escorrentías superficiales y de aguas caídas sobre la corta y determinación de las necesidades de drenaje de escorrentías superficiales. Tanto para determinar la capacidad de bombeo necesaria, como para las dimensiones de los canales protectores, debe partirse de los siguientes grupos de factores que inciden en el drenaje y desagüe:


Laboreo III

Factores directos. •

Topografía y morfología de las cuencas vertientes.

•

Temperatura, estado de la superficie y grado de permeabilidad.

•

La intensidad y la distribución espacial y temporal de las precipitaciones.

Factores indirectos •

Físicos: índice de pendiente, de compacidad y perfil longitudinal.

•

Geomorfológicos: red de drenaje y densidad, permeabilidad de los estratos.

•

Geológicos: características generales.

•

Tipos de cubierta del terreno.

Los caudales máximos que sirven para el diseño de los canales perimetrales se pueden determinar según diversos métodos: •

Métodos directos.

•

Métodos estadísticos.

•

Métodos empíricos.

•

Métodos hidrológicos y correlación hidrológica.

Dado que en la mayoría de los lugares de nuevas explotaciones mineras el número de datos de precipitaciones utilizable es relativamente escaso, no parece razonable extrapolar a tiempos de recurrencia superiores a 100 años; y en cualquier caso, no debería pasarse de tiempos de dos a tres veces la extensión media de las series utilizadas, que para ser representativas deben tener un mínimo del orden de 25 años. Veamos algunos de los tiempos de recurrencia más comunes: Grandes presas

Superiores a 500 años.

Vías de comunicación

25 a 100 años.

Drenajes y saneamientos

5 a 25 años.

Paralelamente al estudio hidrogeológico o de drenaje de las escorrentías subterráneas, debe realizarse un estudio de evaluación de aguas superficiales y de aguas caídas sobre la corta, que incluye un estudio de máximas avenidas (pluviométrica, definición de avenida, ley de las precipitaciones en el tiempo, tiempo de concentración, coeficientes de escorrentía, características de las cuencas vertientes y cálculo de hidrogramas), así como un estudio y diseño de diferentes alternativas (elementos de desagüe, canales perimetrales, volúmenes de agua, superficies a expropiar, construcción de drenajes, etc.) y otro comparativo de las diferentes alternativas planteadas (con discusión y análisis de sus ventajas e


Laboreo III

inconvenientes). Como en el caso de las aguas subterráneas, este estudio debe incluir la selección de la alternativa más conveniente, con su diseño constructivo y de costes de construcción, instalación y explotación. Sistemas o técnicas de desagüe Es importante remarcar el hecho de que para poder diseñar un sistema de drenaje adecuado y eficaz, debe disponerse de una investigación previa climatológica, hidrológica, geológica e hidrogeológica, que aporte la información necesaria sobre las características del terreno a drenar, así como sobre los volúmenes de agua que se prevé extraer y su distribución espacial y temporal. Este es un aspecto de gran importancia, cuyo incumplimiento suele ser la causa de que muchos sistemas de drenaje resulten ineficaces o insuficientes.

En lo referente a las medidas concretas de drenaje, como ya se indicó en apartados anteriores, en una explotación minera deben reunir las siguientes características: •

Ser anticipativas, en el tiempo y en el espacio, al inicio de las propias actividades de explotación minera (varios años antes de iniciar las labores mineras).

•

Mantenerse en el tiempo durante todo el plazo de explotación de la mina (20 o 25 años en muchos casos) e incluso, en alguna de sus fases, durante la etapa de abandono o cierre de la misma.

•

Deben

ser

de

un

alcance

espacial

considerable,

por

lo

que

influyen,

importantemente, en el balance hídrico del área de afección y en su funcionamiento hidrogeológico

(con

posibles

afecciones

manantiales, ríos, niveles freáticos, etc.)

regionales

al

funcionamiento

de


Laboreo III

Las medidas de drenaje en las explotaciones mineras suelen ser básicamente de dos tipos: superficiales y profundos. Se aplican de manera combinada y en función de las necesidades concretas de cada caso, por lo que no puede hablarse de dos tipos separados o independientes.

Esquema general de drenaje de una explotación a cielo abierto

La selección del sistema de drenaje depende de los siguientes factores: •

Geología e hidrogeología del área de explotación.

•

Objetivos del desagüe. Su aprovechamiento

•

Método minero de explotación y su secuencia.

•

Estudios de los costes.

Según la localización del sistema de desagüe, exterior o dentro de la explotación, y el modo de actuación, podemos clasificarlos de la siguiente forma:

ACTUACIÓN PREVENTIVA

LOCALIZACIÓN EXTERIOR - Desvíos de cauces. - Canales de guarda.

PASIVA ACTIVA

- Sondeos desde superficie. - Pozos y galerías - Zanjas de coronación.

INTERIOR - Cunetas de banco. - Bombas de fondo. - Sondeos en el interior. - Zanjas en fondo de mina. - Barrenos horizontales.


Laboreo III

En cuanto a los modos de actuación, caben añadir las técnicas denominadas instantáneas y que, según Kapolyi consisten en una reducción parcial de la presión del agua en zonas muy localizadas de la explotación. El volumen de agua a drenar es considerablemente menor que con los métodos activos, y al mismo tiempo, el caudal a bombear no es tan intenso como en los sistemas pasivos. Los costes de los distintos sistemas de protección dependen fundamentalmente del factor de infiltración, y por lo tanto, existe una situación óptima para la aplicación de cada uno de los sistemas. 1. Sistemas exteriores a la explotación De entre los sistemas a construir de forma periférica a la explotación, de forma que son diseñados y construidos para tener una vida útil larga y duradera, merecen destacarse tres sistemas: •

Desvío de cauces

•

Perforación de pozos de bombeo exteriores

•

Excavación de galerías de drenaje

Desvío de cauces Una de las primeras medidas a adoptar consiste en el desvío de los cauces que transcurren próximos o sobre el área de la explotación y en la canalización de las aguas de escorrentía hasta su vertido en puntos alejados de la mina. Algunos ejemplos españoles son los de Aznalcollar, Puertollano, Almadén, etc. Cuando existen ríos, lagos y pantanos en el área que pueden ser causa o al menos contribuir a la formación de aguas subterráneas, este término se comprobará mediante la adición de elementos traza químicos o colorantes en los previsibles puntos de origen y posterior contraste con las concentraciones de las aguas colectadas en los sondeos de bombeo o interior de la mina.

Esquema de presa de escollera para el control y desvío de cauces


Laboreo III

Es conveniente resaltar que al estar construidas como presas de escollera con material estéril de la mina debidamente compactado, resulta esencial la construcción de una ataguía o aliviadero como fusible para el siempre posible caso de que las aguas llegaran a rebosar.

Presa de escollera para decantación y recirculación de las aguas mineras

Generalmente, las obras de desvío y canalización de los cauces principales están constituidas por trincheras, zanjas o canales abiertos en superficie, estando revestidos o no según las condiciones de circulación. Cuando la topografía no permite este tipo de construcciones puede adoptarse la solución de túneles o galerías de drenaje, aunque, dado su alto coste y tiempo de realización, no son tan frecuentes al menos en las explotaciones pequeñas o medianas, pero si en las mayores.

Nº

Descripción

Presa menor de 3 m de altura

Presa mayor de 3 m de altura

1

Capacidad del aliviadero

25 años / 24 h. de precipitación

100 años / 24 h. de precipitación

2

Taludes de construcción

2:1 Máximo y 5:1 Mínimo Combinado

2:1 Máximo y 5:1 Mínimo 1.5 F.S.

3

Drenes

No requiere

Requiere

4

Altura del aliviadero principal al de emergencia

30 cm mínimo

5

Altura desde la coronación hasta la superficie del aliviadero

30 cm mínimo

6

Anchura de la coronación de la presa

(H + 10) /5

7

Realce adicional (m)

0.05 H

8

Capacidad de almacenamiento de sedimentos

0.1 Ha m /Ha afectada, o 3 años de sedimentos acumulados

9

Equipo de desagüe

Mantenimiento del nivel de sedimentos

10

Altura de la presa

Medida desde el tacón de la presa hasta la coronación


Laboreo III

Cuando no es posible una canalización por gravedad puede recurrirse al bombeo de las aguas desde presas o zonas de embalse hasta los canales perimetrales, o bien a los antiguos huecos de otras explotaciones. 1.2. Perforación de pozos de bombeo exteriores Esta solución es viable cuando la permeabilidad es suficientemente alta y se basa en la perforación, alrededor del perímetro de la explotación, de una serie de pozos con una profundidad ligeramente superior a la de la explotación, para mantener el nivel freático por debajo del fondo de la explotación. Las principales ventajas radican en que el nivel freático sufre un rebajamiento o retroceso por detrás de los taludes y pisos de explotación, reduciendo los problemas de estabilidad, agua en los barrenos de la voladura, etc., y que además ni los pozos ni la infraestructura de conducción de aguas bombeadas interfieren en las labores de explotación. Al contrario de los pozos de bombeo que se perforan interiores a la explotación, éstos son permanentes y nunca se mueven de posición, no estando sometidos tampoco a los posibles daños derivados de las voladuras o del tráfico del transporte. PROYECTO DE DESAGUE Y DRENAJE DEL PROYECTO DE LAS CRUCES (SEVILLA)

Las profundidades alcanzadas por los sondeos de drenaje oscilan entre los 150 y 200 m, con diámetros que oscilan entre los 200 y los 800 mm, dependiendo de los caudales, características de las bombas, necesidad de filtros, etc., correspondiendo el menor diámetro a los casos más favorables y el mayor a los más desfavorables.


Laboreo III

Según las características resistentes del macizo rocoso, los sondeos o pozos se abrirán con equipos convencionales de perforación rotativa en roca, o bien con equipos especiales en los terrenos poco consolidados. Asimismo, y en función de los materiales y condiciones geológicas, los pozos serán entubados y estarán provistos de rejillas y filtros de gravilla y arena. Entre las principales ventajas de esta solución están: •

El nivel freático sufre un rebajamiento o retroceso por detrás de los taludes y pisos de explotación, reduciendo los problemas de estabilidad, agua en los barrenos de la voladura, etc.

•

No interfieren a las labores de explotación como sucede con los pozos de bombeo interiores.

•

Son permanentes y nunca se mueven de posición.

•

No están sometidos a los posibles daños derivados de las voladuras o del tráfico del transporte.

•

Su mayor coste de instalación en terrenos poco consolidados será frecuentemente compensado por los mayores caudales de bombeo y mayores radios de influencia del nivel freático deprimido.

El mayor coste de instalación de los sondeos en los terrenos poco consolidados es frecuentemente compensado por los mayores caudales de bombeo y mayores radios de influencia del nivel freático deprimido. Una vez determinados aquellos parámetros hidrológicos característicos de los acuíferos como la transmisividad y el coeficiente de almacenamiento, se procede a definir: •

El número de pozos o sondeos que han de ponerse en explotación.

•

Las depresiones que se conseguirán en los pozos de bombeo, y

•

Los tipos de bombas y tuberías y las profundidades de instalación.

El rendimiento de cada pozo se evalúa periódicamente y se estima en el futuro mediante una extrapolación logarítmica. Esta vigilancia continuada es necesaria debido a que el rendimiento de los pozos varía radicalmente con su situación y frecuentemente con el tiempo.


Laboreo III

1.3 Galerías de drenaje Se trata de un sistema muy efectivo, pero de gran coste económico. Su utilización es viable tanto para el drenaje de cortas como para el caso de taludes de gran altura y en situaciones realmente criticas y problemáticas, en donde no funcionan otros tipos de sistemas de drenaje. Es una técnica poco frecuente en pequeñas minas, pero normal en aquellas explotaciones que tuvieron anteriormente minas de interior de las que se aprovechan las cámaras, galerías y trasversales para drenar la mina a cielo abierto posterior. Consiste en la apertura de labores de avance en galería en el interior del macizo que se desea drenar, normalmente con disposición paralela al talud, por debajo de la posible superficie de la explotación y a bastante distancia de la superficie del mismo. Normalmente, se suelen practicar una serie de barrenos en abanico en la corona de las galerías con objeto de cortar los posibles niveles impermeables o acceder a las zonas de mayor permeabilidad. Sus principales ventajas radican en: •

Gran capacidad drenante: su gran sección transversal permite una favorable conexión hidráulica con el medio saturado a drenar.

•

Son apropiadas para actuaciones diseñadas a largo plazo: el drenaje se produce por gravedad y sin necesidad de impulsión mecánica.

•

Menores servidumbres por desgaste y por labores de mantenimiento y reposición de componentes y equipos.

•

No interfieren las operaciones mineras en superficie, al estar construidas a gran profundidad y con bocas de entradas laterales.

•

La particularidad de su emplazamiento profundo hace que también presenten ventajas respecto a otros sistemas de drenaje en explotaciones mineras ubicadas en zonas de climatologías muy extremas.

•

Suelen ser muy eficaces en materiales con mayor permeabilidad en sentido vertical que en horizontal, como es el caso de los macizos rocosos con predominancia de diaclasado vertical.

•

Suelen ser igualmente muy efectivas si se construyen por debajo de superficies de inestabilidad y se complementan con la instalación de taladros desde la galería y hacia la dirección de la posible superficie de deslizamiento.


Laboreo III

Por el contrario, también presenta algunos inconvenientes, entre los que podemos destacar: •

Menor eficacia en formaciones con permeabilidad horizontal superior a la vertical, requiriéndose la perforación de drenes verticales que faciliten y aumenten el drenaje vertical. Menor eficacia en formaciones heterogéneas y con frecuentes variaciones espaciales de permeabilidades, así como en macizos rocosos con una gran separación entre las discontinuidades. En estos casos, deben instalarse también drenajes complementarios, cuyas direcciones deben ser lo más perpendiculares posibles a las de las discontinuidades existentes.

•

Especial atención se debe prestar para que la sustitución del agua por aire no produzca una oxidación de los sulfuros que dificultarían la flotación de los metales como ocurrió en Bougainville (Papua Nueva Guinea)

Salida de las aguas de interior en la mina de Reocín


Laboreo III

En aquellas explotaciones donde tradicionalmente se han venido explotando por interior, es frecuente emplear estas antiguas labores para la evacuación de las aguas que inevitablemente irrumpen en la corta durante perforados lluviosos o proceden de los sistemas de drenaje. Ejemplos de este sistema tenemos, en Río Tinto, Reocín, Puertollano, Tharsis. 2. Métodos interiores a la explotación Los sistemas de desagüe interiores se implantan cuando tanto las aguas de escorrentía superficial como las aguas subterráneas, no pueden ser interceptadas y controlables eficientemente por los sistemas exteriores, o cuando es necesario dirigir las aguas fuera de la explotación. Los tipos de desagüe interior más comunes son: •

Inclinación de las bermas y el fondo de corta.

•

Construcción de sistemas de zanjas y cunetas

•

Construcción de zanjas con relleno drenante

•

Construcción de balsas y pozos colectores

•

Perforación de sondeos horizontales

•

Perforación de pozos interiores de bombeo

•

Inundaciones locales

•

Sondeos superficiales

2.1. Inclinación de las bermas y fondo de corta. En aquellas minas de montaña o ladera con un desagüe natural, es frecuente dar al fondo de la explotación y a los pisos de las bermas una ligera pendiente del 1-2% para conducir el agua a unos lugares apropiados y evitar que permanezca en la explotación. También en los otros tipos de explotación el diseño de bermas y fondos con una ligera pendiente puede favorecer la recogida de aguas para acumularla en el último banco o fondo de corta durante el periodo de lluvias y servir posteriormente como almacén para las aguas de riego.

Esquema de las pendientes en los bancos para su drenaje


Laboreo III

2.2. Construcción de zanjas y cunetas Como complemento y para canalizar las aguas y dirigirlas en una dirección específica, puede instalarse un sistema de zanjas y colectores. Las zanjas interiores abiertas en la parte interior de las bermas a modo de cunetas, deberán impermeabilizarse con el fin de evitar la infiltración y, por tanto, la recarga de los macizos.

2.3. Zanjas con relleno drenante En

ocasiones

las

zanjas

excavadas pueden rellenarse con materiales granulares drenantes y ser cubiertas para permitir la circulación

de

vehículos

de

transporte sobre ellas. En las figuras adjuntas, se indica el procedimiento de colocación de una membrana porosa rodeando al material granular que sirve para evitar el cegamiento y la obturación de dichas zanjas por el material arrastrado por las aguas. Existen dos tipos principales de zanjas con relleno drenante: •

Zanjas de talud: construidas siguiendo la línea de máxima pendiente del talud, son muy eficaces en los casos en los que se presentan estratos duros y blandos alternantes, de escaso espesor y dispuestos de forma paralela al talud.


•

Laboreo III

Zanjas horizontales: construidas paralelas al talud y al pie del mismo. Suelen ser muy eficaces en el caso de estratos horizontales y de diferente permeabilidad, siempre y cuando las zanjas alcancen un estrato permeable.

Con frecuencia suele utilizarse los denominados drenes de cola de pescado, que consisten en la combinación de zanjas drenantes construidas según la línea de máxima pendiente y zanjas secundadas (en forma de espinas), emplazadas ligeramente inclinadas y convergentes en una espina central. 2.4. Balsas o pozos colectores Teniendo en cuenta que las aguas de escorrentía arrastran materiales y, muy especialmente barro procedente de la mezcla con agua del polvo producido en la explotación, se deben prever la recogida de todas las aguas que circulan en las superficies en unas balsas colectoras excavadas en distintos niveles de la explotación. Sus dimensiones dependerán de la capacidad deseada y tamaño del equipo de bombeo. Es práctica común en muchas minas aprovechar la apertura de un nuevo banco, por debajo del último en operación, como balsa o foso colector. En lo que respecta al equipo de bombeo, se tiene la precaución de situarlo sobre la parte más profunda de la zona en explotación con el fin de evitar, en lo posible, el bombeo de los lodos y materiales de suspensión a menos que se utilice una bombaba idónea para lodos o barros siempre dentro de una cierta densidad de sólidos. Los equipos de bombeo más empleados son las bombas sumergibles y las centrífugas. Estas últimas se montan sobre plataformas flotantes, o en una balsa en la orilla. Las tuberías suelen ser flexibles o mangueras de acoplamientos rápidos, pues la mayoría de las instalaciones tienen un carácter temporal. En explotaciones profundas, el desagüe precisa de varias etapas de bombeo por lo que a distintas cotas se construyen estaciones intermedias. Cuando el agua lleva partículas y lodos en suspensión o presenta cierto grado de acidez, se dispone de balsas de decantación en las que mediante floculantes y neutralizadores se


Laboreo III

procede a la depuración de las aguas para su posterior vertido o cauces públicos o utilización industrial de la propia mina. 2.5. Perforación de sondeos horizontales El método de los barrenos horizontales es ampliamente utilizado en minería a cielo abierto de rocas sedimentarias como el carbón. Aunque se le aplique el calificativo de horizontales, lo usual es que tengan de 2 a 5° de inclinación en dirección a la boca, con el fin de facilitar la descarga del agua por gravedad. Los diámetros más frecuentes oscilan entre los 6 y 15 cm, llegando en ocasiones a ser muy superiores. Es un sistema flexible, adaptable en función de las litologías y estructuras encontradas. Los barrenos perforados en rocas blandas y fracturadas suelen revestirse con tubería ranurada de PVC o metálicas. En los últimos metros, conviene que la tubería no presente dichas ranuras con el fin de canalizar el agua hasta un sistema colector situado a pie de banco que evite la recarga del talud. Tanto la profundidad como el espaciamiento de los barrenos dependen de las condiciones geológicas e hidrogeológicas de la zona. Como normas generales puede decirse que para horizontes o capas freáticas de 30-60 m. de altura, los barrenos practicados en el pie del talud tienen una profundidad equivalente a la altura del talud y el espaciamiento varía de 6 a 15 m. Para niveles freáticos con una altura superior a los 60 m, además de la fila de barrenos a pie del banco, se perforará otra serie a unos 30 m. Este sistema presenta las siguientes ventajas: •

Facilidad, sencillez y rapidez de instalación si se dispone de perforadoras adecuadas.

•

Son fijos y sin ninguna parte móvil.

•

Produce el drenaje por gravedad y no requiere energía.

•

Es un sistema flexible y fácil de adaptación a las condiciones geológicas que vayan apareciendo.

•

Tiene una gran duración y es más barato que otros sistemas.

•

Requieren escaso mantenimiento.


Laboreo III

Los principales inconvenientes son: •

Presentan un área de influencia y de efectividad relativamente limitada y, en cualquier caso, siempre menor que la de otros sistemas de drenaje profundo.

•

Su perforación debe ser posterior a la de la construcción del talud, por lo que no pueden aplicarse con carácter anticipativo en el espacio y en el tiempo a la finalización de los taludes.

•

La intensidad de drenaje es limitada.

•

Son escasamente eficaces en taludes de gran altura, resultando totalmente antieconómicos en taludes con alturas superiores a los 100 m, en cuyos casos deben instalarse desde bermas intermedias y en combinación con otros métodos de drenaje profundo.

2.6. Pozos o sondeos de bombeo Estos pozos son similares a los descritos en el epígrafe de desagüe exterior, con la única diferencia de su localización dentro de los límites de explotación. Se perforan desde la superficie superior del talud o desde el mismo talud y extraen el agua mediante bombeo con bombas sumergibles emplazadas en la parte inferior de los pozos y consiguen el rebajamiento del nivel freático en las proximidades del talud. Este método reduce las profundidades de los pozos y consiguientemente las alturas de elevación así como los costes de instalación y energía. Por el contrario, las desventajas que presenta son que el nivel freático no puede ser deprimido con intensidad por detrás de los taludes existentes. Las bombas y tuberías están expuestas a posibles daños originados por los equipos de operación y proyecciones de las voladuras, y su instalación pueden interferir a las operaciones mineras obligando a cambiar frecuentemente su ubicación, además de lo señalado, presenta como principales ventajas las siguientes: •

Puede instalarse con anterioridad a la construcción del talud y garantiza su seguridad durante toda la fase constructiva.

•

Pueden utilizarse como pozos de drenaje verticales los mismos sondeos de investigación que se hayan construido en la zona, siempre y cuando dispongan del diámetro de entubación suficiente.

•

Su área o zona de influencia y efectividad es mucho más amplia que la que se consigue con los drenes horizontales, pudiendo conseguirse con dicho sistema, y en el caso de terrenos con permeabilidades altas, el drenaje completo del talud en cuestión.


Laboreo III

Esquema de bombas de sondeo Otros inconvenientes del sistema son: •

Presentan una longitud y unos diámetros constructivos importantes (entre 100 y 300 m, y entre 300 y 500 mm, respectivamente), lo cual en principio no es un inconveniente salvo si se van a “matar pulgas a cañonazos”

•

Requieren un adecuado mantenimiento continuado.

•

Sus características constructivas, sus equipos de bombeo y el consumo de energía que necesita para la extracción del agua, hace que su coste de instalación y de utilización sea mucho mayor que el de los drenes horizontales.


Laboreo III

2.7. Inundaciones locales Las aguas que producen inundaciones locales encharcando los fondos de corta y pistas de son origen de numerosos problemas en los cables de alimentación, motores eléctricos de los volquetes, abrasión en neumáticos y trenes de rodaje, etc. En estas circunstancias, debe disponerse de bombas portátiles accionadas por un motor de gasolina o diesel y tuberías flexibles para bombear esos pequeños volúmenes de agua hasta las zanjas o balsas colectoras. La principal ventaja de estos equipos es que son portátiles y pueden instalarse y poner en operación rápidamente. 2.8. Sondeos superficiales Estos sondeos son normalmente utilizados para facilitar la perforación y voladura de una zona o el drenaje de un banco o área puntual que va a ser excavado. Estos pozos se realizan con los propios equipos empleados en la perforación de las voladuras y suelen tener unas profundidades equivalentes a uno o dos bancos. Dado que su vida esta limitada por el tiempo que dura la voladuras o la excavación de la zona, no es frecuente su entubación. En la figura adjunta se representa el esquema de un equipo de bombeo destinado al desagüe de los barrenos de voladura. Se trata de una máquina o una unidad autopropulsada, totalmente hidráulica y automatizada. El ciclo de desagüe comienza descendiendo la bomba al fondo del barreno para lo cual se dispone de una polea en el extremo de un brazo. Una vez finalizado el desagüe, el operador percibe una señal, procediendo seguidamente a la elevación del conjunto. MÉTODOS DE DESAGÜE DE LAS MINAS DE INTERIOR Las aguas y sólidos que se generan en la mina, son canalizadas a las balsas convenientemente acondicionadas para su extracción mediante bombeo al exterior. En función de las características de la explotación, este bombeo puede realizarse con o sin clarificación previa (separación de lodos). Aún así, es imposible evitar completamente la circulación de aguas por estas labores, por lo que es necesario el diseño y construcción de las oportunas infraestructuras de canalización y conducción de aguas hasta las infraestructuras de bombeo al exterior.


Laboreo III

En el diagrama de bloques adjunto se resumen los habituales sistemas o técnicas de bombeo. A g u a s u c ia d e m in a

B o m b e o a s u p e rfic ie (B o m b a s e s p e c ia le s d e s ó lid o s )

C la rific a c ió n p re v ia

L o d o s d e b a ja d e n s id a d (< 1 0 % s o l. P e s o )

A g u a lim p ia

A g u a s u c ia d e m in a (< 2 % s o l. p e s o )

1 ª E ta p a d e c a n ta c ió n B o m b e o a s u p e rfic ie

E s p e s a d o / F iltra d o (2 ª y 3 ª E ta p a )

B o m b e o a s u p e rfic ie

E x tra c c ió n e n fa s e s ó lid a

B om bas c e n trífu g a s

C a m ió n / C in ta T .

B om bas de p u lp a s b .d .

B om bas de a g u a s u c ia

Debido a su circulación por las distintas cámaras, rampas, galerías y pozos, esta agua irán cargándose de lodos que se generan por: •

Detritus de perforación

•

Polvo y finos generados por las voladuras

•

Degradación del mineral durante la carga y transporte.

•

Polvo generado en las estaciones de machaqueo

•

Degradación de capas de rodadura en galerías y rampas

•

Finos procedentes del relleno de huecos de explotación

La decisión entre realizar el bombeo de esta agua directamente a superficie o realizar un tratamiento clarificador y entonces proceder al bombeo, depende fundamentalmente de: •

La profundidad de las labores

•

El caudal a bombear

•

El contenido de sólidos en suspensión

No obstante, teniendo en cuenta que el bombeo directo es una operación con un elevado coste, la opción de la clarificación previa es la que se impone en la mayor parte de las explotaciones mineras.


Laboreo III

Esta clarificación suele hacerse en dos o tres etapas. La primera etapa, que permite la obtención de un lodo de baja densidad, puede llevarse a cabo mediante dos tipos de instalaciones: •

Decantadores de flujo horizontal. Son sistemas poco eficientes y que requieren una gran longitud y anchura.

•

Decantadores de flujo vertical. Son sistemas más eficaces que los anteriores, ya que su mayor rendimiento se basa en su mejor aprovechamiento de la fuerza de la gravedad.

En los casos en los que la explotación tiene mayor profundidad o las aguas contienen gran cantidad de sólidos en suspensión, se recurre a una segunda etapa destinada al espesado de lodos mediante espesadores construidos en interior. La tercera etapa suele ser de filtrado, de tal manera que pueden extraerse los lodos casi secos del todo y pueden ser cargados sobre camión, en skip o en banda transportadora. En el siguiente cuadro se indican los caudales de desagüe típicos en estas unidades para tres diámetros distintos.

Profundidad 1.000 m Clarificación previa (Segunda etapa de clarificación con espesado y filtrado)

Una etapa de clarificación (Clarificador flujo horizontal) ≅ 300 m

DIRECTO

100 m Pocos sólidos

Caudal con sólidos en suspensión Tonelada de mineral tratado


Laboreo III

SELECCIÓN DE BOMBAS Existen cuatro tipos de bombas que pueden utilizarse en el desagüe de minas. Bomba sumergible. Bomba centrífuga de eje horizontal. Bomba de pozo sumergible. Bomba centrífuga multicelular de eje vertical. Las dos primeras tienen su principal campo de aplicación en la elevación de las aguas recogidas en las balsas de sedimentación o pozos colectores en superficie. Los otros dos tipos suelen aplicarse al bombeo de aguas que se encuentran a cierta profundidad y que se alcanzan mediante pozos de pequeño diámetro. La mayoría de las bombas son accionadas por motores eléctricos de corriente alterna más que por motores diesel, aunque cada vez estas suelen ser más flexibles y fáciles en minas de pocas épocas de bombeo. En operaciones continuas de bombeo, los motores eléctricos requieren menos mantenimiento y operan más eficientemente. Además, el grupo motobomba puede funcionar regulado por una sonda eléctrica que controla el nivel del agua dentro del pozo. A. Bombas sumergibles Estas bombas son muy compactas y relativamente ligeras para su capacidad. El motor y la bomba están integrados y pueden sumergirse completamente. La instalación suele consistir en la suspensión de la bomba dentro del agua en la parte central de una pontona flotante o dentro de una rejilla soporte, tras conectar

la

tubería

de

descarga

y

cable

de

alimentación. No se requiere ninguna alineación y posicionado

especial

de

la

bomba,

únicamente

asegurarse de que la manguera de descarga no tiene ningún doblez y permite la circulación del agua con facilidad.


Laboreo III

Es esencial un buen sellado y condición de impermeabilidad del motor, con el fin de conseguir el rendimiento esperado. Desde un punto de vista de capacidad, estas bombas son adecuadas para alturas de bombeo reducidas, ya que tienen esencialmente una sola etapa de impulsión. Las alturas máximas de elevación (60 m - 90 m) caen drásticamente al aumentar el caudal de bombeo. B. Bombas centrífugas de eje horizontal

Este tipo de bombas no se sumergen. La instalación se efectúa en superficie sobre un borde de la balsa o sobre una pontona flotante. El primer sistema es más simple pero, por el contrario, es más susceptible a las inundaciones cuando se producen fuertes avenidas. El segundo sistema garantiza que la aspiración tenga lugar por debajo del nivel de agua, eliminando no sólo los problemas de las inundaciones temporales, sino incluso evitar que las bombas trabajen en vacío cuando se producen caídas del nivel del agua en las balsas colectoras y reducir la altura de succión.

La bomba centrífuga montada en horizontal consiste

en

un

motor

y

una

bomba

independientes. El accionamiento se efectúa bien

por

un

acoplamiento

mecánico

de

engranaje o cintas. Este tipo de instalaciones permite

un

mantenimiento

fácil y

a

las

con

vistas

al

reparaciones.

Asimismo, tanto el motor como la bomba son fácilmente intercambiables, y es política frecuente emplear equipos similares a los de la planta de concentración.


Laboreo III

La principal ventaja de las bombas centrífugas es la capacidad de bombear grandes caudales a bajas revoluciones. Este hecho es muy importante cuando se trata de agua polucionada con sólidos en suspensión. Tanto las bombas centrífugas horizontales, como las sumergibles pueden instalarse para convertirlas en multicelulares con unidades adicionales, pero esta disposición es poco adecuada.

C. Bombas sumergibles de pozo o sondeo Este tipo de bombas está especialmente diseñado para emplearlas en sondeos profundos. La bomba y el motor están rígidamente acoplados y son sumergibles. Tanto la bomba como el motor son cilíndricos y la longitud del conjunto con relación al diámetro es muy grande. Existen una gran variedad de motores, siendo los más utilizados los siguientes: Motores inundados de aceite (Desarrollados en U.S.A). Motores inundados de agua (Desarrollados en Europa). Motores semihúmedos. En los últimos años, los motores inundados de agua han evolucionado considerablemente al amparo del progreso en el campo de los aislamientos plásticos. Así por ejemplo, de los motores de 1800 KW que han trabajado con éxito durante muchos años, se ha pasado a la construcción de motores de 2.400 y 3.000 KW . La tensión de alimentación de los motores con una potencia inferior a 300 KW suele ser de 500, 380 y 220 V, mientras que los de más de 1.000 KW se alimentan a 3.000 y 6000 V por medio del cable eléctrico de alimentación que sale del motor y se mantiene adosado a la bomba y tubería. Básicamente, estos motores son similares a los convencionales trifásicos de inducción, estando las bobinas constituidas por unos cables protegidos por una cubierta de PVC o material semejante que permita una larga duración bajo el agua. El grupo motobomba irá suspendido por una columna de tubos embridados por cuyo interior circulará el agua extraída. Toda la columna se suspenderá de un cabezal torre o tapa situada en la boca del sondeo, la cual dispondrá de una empaquetadura para el paso del codo final de salida del liquido.


Laboreo III

En la tabla adjunta, se indican los datos técnicos de algunas bombas de pozo sumergibles. CARACTERÍSTICAS DE BOMBAS SUMERGIBLES DE POZOS Potencia KW

Voltaje V

Longitud/ Diámetro m.m.

Velocidad de rotación rpm

Eficiencia %

1800

6000

4.025/680

1450

91

1600

6000

3.925/680

1450

91

1200

6000

3.425/680

1450

90

1000

3000

3.380/614

1450

90

800

3000

2.960/614

2900

90

500

3000

2.860/450

2900

90

300

500

2.470/343

2900

90

150

380

2.010/282

2900

88

100

380

1.730/361

2900

87

50

380

1.490/226

2900

87

10

380

920/180

2900

83

1

220

420/141

2500

70

De la tabla anterior cabe destacar la reducida velocidad periférica adecuada para el bombeo de líquidos con partículas en suspensión y el aumento de la eficiencia conforme aumenta el tamaño de los equipos. Estas bombas no requieren ser colocadas totalmente verticales, por lo cual podrán instalarse en cualquier posición. Este hecho las hace muy versátiles pudiéndose utilizar no sólo en pozos, sino incluso en balsas colectoras, etc. La altura dinámica de elevación supera, para las bombas unicelulares, los 300 m., pero mediante la superposición de otras células, esta altura puede incrementarse paulatinamente, conforme se desarrolle la explotación minera. Una amplia utilización de este tipo de bombas se tiene en numerosas minas entre las que destacamos las explotaciones de lignito de Fortuna en Garsdorf (Alemania) y Neyveli (India)


Laboreo III

donde es preciso bombear más de 20 m3. de agua subalvea por cada tonelada de carbón extraída. D. Bomba centrífuga multicelular de eje vertical. Estas bombas están especialmente diseñadas para su aplicación en sondeos y difieren de las anteriores en que sólo la bomba queda sumergida estando accionada mediante un largo eje que recorre toda la longitud del pozo que es movido por el motor situado en superficie. Las columnas son semejantes a las ya descritas para las bombas anteriores, aunque pueden presentarse dos variantes según que el eje de transmisión vaya lubricado con agua o lubricado con aceite, tanto en uno como en otro caso, la tubería de descarga ha de tener el diámetro suficiente para hacer mínimas las pérdidas de altura manométrica debidas a las fricción del agua. Las longitudes de los ejes de transmisión pueden llegar a superar los 200 m El cabezal situado en la boca del pozo lleva un orificio con empaquetaduras por el que el eje de fuerza atraviesa el tubo acodado de entrega. Puede llevar un motor eléctrico vertical, o tener el eje de salida horizontal, verificándose el cambio de dirección a través de un grupo de engranaje. La principal ventaja de estas unidades es que el motor puede cambiarse rápidamente sin afectar al resto de la instalación, y el motor no es vulnerable a los daños potenciales por hundimiento de los sondeos. Además de la disposición típica, estas bombas pueden instalarse sobre pontonas flotantes o en un lateral de las balsas colectoras. Pero dado que se requiere una buena alineación entre el motor y la bomba, raramente se emplean con esos fines, pues se necesitan cambios frecuentes debido a las voladuras. Igual que con las bombas verticales de fondo, a éstas pueden irse añadiendo células conforme vayan cambiando las necesidades de la explotación.


Laboreo III

E. ELECCIÓN DE BOMBAS Los datos necesarios para seleccionar la bomba adecuada son: Altura máxima de elevación. Caudal máximo previsible. Diámetro del pozo donde ha de ir situada la bomba o dimensiones y configuración de la balsa colectora. Los fabricantes proporcionan unos cuadros con las curvas características en la que se expresan las alturas de elevación, los rendimientos y las potencias necesarias, todo ello en función de los caudales de agua a bombear. Igualmente, facilitan unos cuadros en los que se expresan los campos de utilización de cada modelo de bomba. Una vez que la instalación está montada y se encuentra en marcha, deberá procederse a la monitorización. El volumen de agua que fluye podrá determinarse fácilmente con cualquiera de los métodos usuales de aforo: Aforo directo Aforo por vertedero o

Rectangular

o

Triangular

o

Con molinete Woltmann

o

Por flotador

o

Con tubería de descarga libre, etc.

Una vez determinadas las presiones podrán chequearse las curvas de rendimiento facilitadas por los fabricantes, así como la eficiencia de la bomba y su consumo de energía.


Laboreo III

5.3 CONTROL DE LEYES El control de las leyes del mineral que se alimenta a la planta o a la trituradora primaria para su proceso, tiene su inicio desde la planificación de la malla de perforación, la cual se diseña en función de las calidades de las reservas expuestas conocidas a través de la exploración geológica con una malla mucho más amplia. Digamos, como ejemplo, que si la investigación se había efectuado con una malla de 50 x 50 se deberá cerrar a 25 x 25 para la planificación y control a medio plazo y finalmente la malla de los barrenos de voladura o si esta no es necesaria habrá que perforar para obtener unas muestras de cada metro de altura del banco a explotar en una malla de 5 x 6 o 7 x 8. Se definen como reservas expuestas, aquellas cuya explotación se puede iniciar en forma inmediata sin tener que arrancar una sola tonelada de material estéril, hasta alcanzar en cada banco, el ángulo de trabajo. El talud de trabajo determina el ancho de los bancos en operación y, en la industria minera, se define como la relación que existe entre el ancho y la altura promedio de los bancos en explotación. Tales pendientes se seleccionan después de cuidadosas consideraciones relacionadas con todas las actividades que se desarrollarán en el banco o nivel en cualquier etapa. Adicionalmente, se deberá tomar en cuenta la resistencia del material, el ángulo de reposo en el cual el material resulta estable, los efectos de las condiciones climatológicas imperantes en la zona sobre el material, la naturaleza y grado de alteración de la roca y las características de las estructuras geológicas dentro del área de las áreas en evaluación. El talud de trabajo, previa evaluación de los factores antes citados, suele fluctuar entre 18º y 30º, dependiendo de la capacidad y de la holgura de los equipos de carga y transporte: a mayor tamaño del equipo, menor ángulo de trabajo, por ejemplo para una altura del banco de 10 metros es normal tener una anchura de banco de unos 40 m, lo que nos dá un talud de trabajo de unos 20º. En el caso de mercados de minerales que se venden y compran como minerales “crudos” (sin ningún proceso mineralúrgico previo), éstos establecen unos reglamentos en sus contratos de maquila (costo del proceso de tratamiento por tonelada de mineral crudo), que se expresan generalmente bajo la forma de una bonificación o de una penalización particular por unidad (%) de las impurezas del mineral, a partir de un contenido que se toma como base. También existen penalizaciones o bonificaciones en el contenido del mineral principal (% ó gr/ton), a partir de una ley pactada entre la empresa compradora y la empresa productora (mina). En los casos descritos, el control de leyes juega un papel de primera importancia, dado que ello conlleva los beneficios de las empresas y una deficiente estimación en dicho control, puede llevar al fracaso o a la bancarrota.


Laboreo III

Para cada área, país o continente pueden existir unos parámetros diferentes. La siguiente fórmula continental, para el caso de un mineral de hierro, puede dar una idea más clara de la mecánica a seguir en este tipo de estimaciones comerciales:

V = P((100 - h)/100) + (L - Lo ) K Donde:

V = Valor por tonelada de mineral crudo. P = Cotización de la tonelada de mineral seco ($/ton) H = Porcentaje de humedad total (H = 100-h/100) h = Humedad del mineral Lo = Ley base del contrato L = Ley de metal (resultado del análisis de laboratorio del mineral seco) K = Factor de aumento o penalización en la cotización por tonelada, respecto a la ley base del contrato “Lo”

La formula anterior proporciona el valor del contenido metálico, partiendo de un precio base para una ley y unas especificaciones determinadas, ya sea por aumento o por disminución de precio debido a las diferencias que puedas producirse, a partir de las especificaciones de base. Por ello el control de calidad o de las leyes para conseguir no solamente la media esperada, sino también que las desviaciones o variaciones sobre ese valor estén dentro de un margen aceptable por las condiciones comerciales y no solo para el mineral principal sino incluso para los valores de los contenidos que puedan penalizar o dar mayor valor al producto vendible.

Toma muestras automáticos en la boca del barreno

Cuarteador del polvo de la perforación


Laboreo III

La base esencial de una buena calidad en el control y en la homogeneidad de las leyes no solo está en un magnifico programa informático de comparación y control de los datos entre lo programado y lo obtenido realmente sino también en la rápida respuesta y segura de un laboratorio de la mayor calidad, ya que generalmente el número de muestras y análisis que hay que llevar a cabo puede ascender a varios miles por día, ya que además de las muestras de los barrenos y los sondeos es preciso comprobarlas y compararlas con las que recibe la planta, aunque cada vez más el control en la planta en tamaños ya molidos (inferiores a 1mm) se suele llevara acabo mediante sistemas automáticos por rayos X o espectrógrafos de absorción atómica directamente.

ESQUEMA DE TRABAJO PARA EL CONTROL DE LEYES


LABOREO III

5.4 LOS TALLERES MINEROS. Ubicación y planteamiento de los talleres. Fijos y móviles. El diseño del taller y la estación de servicio. Introducción La minería del siglo XXI es realizada fundamentalmente con maquinaria siendo por tanto esta la parte esencial del diseño de un proyecto minero, pero no solo su elección adecuada basta para conseguir el doble fin de una producción con la cantidad y calidad esperada, sino también su disponibilidad a lo largo de su vida que deberá permitir la obtención de un coste horario de la maquinaria lo más bajo posible y con ello el menor coste por tonelada producida. El mantenimiento es sin duda, debido a la fuerte mecanización de todos y cada uno de los procesos mineros, el servicio más trascendente, habiendo sobrepasado en importancia a la propia operación minera, ya que si se dispone para su utilización de la maquinaria se obtiene fácilmente la producción y por el contrario, si la maquinaria no está disponible, es muy difícil llegar a obtener la cantidad y calidad del mineral deseado en el momento planificado. Pero el moderno mantenimiento minero de la maquinaria no es solo una filosofía, una organización y un control, sino fundamentalmente la presencia in situ de unos talleres diseñados para las características de los distintos equipos operativos, que a su vez se descomponen en componentes o módulos que requieren así mismo de unas herramientas muy precisas y especializadas para su reparación. Por tanto los talleres suponen además de unos edificios e instalaciones, que es el principal objeto de este capítulo también, junto a ellos, la existencia de unos medios, herramientas y logística muy especiales. El lugar donde se lleva a cabo el mantenimiento es denominado Taller. Como indicamos en el curso de Laboreo II y Explosivos de 3º, el mantenimiento en sus tres variantes de preventivo, correctivo y predictivo se lleva a cabo en cuatro talleres muy diferentes en su diseño, gestión y organización: Talleres principales y fijos Talleres móviles o de campo Estación de servicio y Talleres exteriores o contratados.


LABOREO III

Cada uno de ellos tiene no solo un diseño diferente, sino que sus funciones específicas son muy diferentes teniendo una prioridad en cada uno, que no una exclusividad, los tres tipos de mantenimiento citados; así en la estación de servicio predomina más el mantenimiento preventivo y en el taller principal se emplea más tiempo y espacio al mantenimiento correctivo y la sustitución de componentes principales, lo que corresponde más a un mantenimiento predictivo, en combinación con los talleres exteriores o contratados, que, en general, son los talleres de los distribuidores y fabricantes de los equipos, como Caterpillar, Bucyrus, Wesehutte, Demag, Michelín, Komatsu, etc.

5.4.1 UBICACIÓN Y PLANTEAMIENTO DE LOS TALLERES. FIJOS Y MÓVILES El diseño de un taller de reparaciones minero desde los puntos de vista de su capacidad y las prestaciones para lograr la eficaz atención a un equipo de maquinaria minera requiere la evaluación de los siguientes factores: a) Tamaño y naturaleza de la flota o de los equipos. b) Tipo de trabajo que se debe realizar en él. c) Rendimiento y productividad de los medios y del personal. d) Espacio y capital disponible. El planteamiento y el diseño del taller afectan tanto a la inversión en el edificio, herramental y utillaje, como a la misma productividad o eficiencia. Por esto, es muy necesario estudiar los factores anteriores tanto si es para la puesta en marcha de un proyecto minero, como si se trata de un taller en funcionamiento en una mina que desea sustituir su flota de maquinaria. También es recomendable estudiar periódicamente dichos factores, con el taller en normal funcionamiento, porque la marcha del mantenimiento puede hacer reconsiderar algunos parámetros de partida en el diseño inicial. No se debe olvidar, en este análisis, que lo que se pretende obtener de un correcto planteamiento y diseño del taller es: -

Un bajo costo de las reparaciones

-

Reducir al mínimo el tiempo empleado en ellas

-

Y obtener la máxima productividad, calidad y eficacia de la mano de obra, así como su mejor formación práctica.

Por supuesto que la importancia de estos tres parámetros puede variar según la maquinaria que consideremos, y sin embargo, en la mayoría de los casos el tiempo de parada tiene una gran importancia económica. Y dentro de este concepto de tiempo de parada se sitúa el grave problema de la ubicación del taller que, por tanto, debe resolverse con la mayor proximidad a la propia operación minera, pero que dado el carácter dinámico de esta y su


LABOREO III

movilidad en el tiempo y ser el taller una parte de la infraestructura que va durar, en principio lo mismo que la mina, debe respetar unas distancias en previsión de las ampliaciones y aumento de la superficie y producción de la mina. Desde luego puede establecerse como regla general, que no un dogma, que su ubicación espacial debe ser en el muro del yacimiento para evitar que los movimientos, subsidencias y otros efectos generados por la dinámica de la operación llegaran a afectar a su estabilidad y seguridad. Y en cuanto a la distancia debe diferenciarse el taller principal, que no debe estar a menos de 100 m del limite de la corta o 50 m del muro de la mina de interior, de la situación de la estación de servicio que debe estar, si bien fuera del yacimiento, si lo más próxima a la zona de tránsito más fuerte de la operación, como puede ser en el área de a la trituración o en el paso hacia los vertederos de estéril y al mismo tiempo cerca de la carretera o rampa de a la mina para recibir todos los insumos de combustible, energía, grasas, neumáticos, etc. Gran parte de los problemas generados por la ubicación se han corregido indebidamente, en muchos casos, con la sustitución del taller principal y fijo por los talleres móviles, cuando sus objetivos son claramente diferentes sobre todo en la calidad del servicio prestado por cada uno de ellos. Desgraciadamente y en cuanto a la inversión no se trata de uno u otro ya que se necesitan ambos.

5.4.2.- TALLER PRINCIPAL DE REPARACIONES Independientemente de que la empresa minera, por su antigüedad, dispusiera ya de unos talleres principales adecuadamente montados y servidos, la explotación a cielo abierto requiere, por la maquinaria que tiene y el ritmo con que trabaja, un taller propio moderno, ágil y proyectado convenientemente para dicha maquinaria. No es, pues, muy aconsejable, utilizar los antiguos talleres y el personal de la mina subterránea para la explotación a cielo abierto, por su esencial diferencia de estilos y de ritmo, ni tampoco lo contrario. Otra cosa es ayudarse y cooperar entre ambos para utilizar ciertos servicios en común. El criterio base para el proyecto del taller es tratar de evitar en todo lo posible cualquier diagnóstico e incluso la reparación sobre la máquina. La parte afectada de la máquina debe ser sustituida por otra igual que exista en el almacén o reparada en el taller. (Intercambio de conjuntos) De ello se deduce, primero, que las máquinas al adquirirse deben ser muy bien elegidas para que el intercambio de cualquiera de los componentes esenciales sea tan sencillo como un mecano y segundo que los elementos fundamentales del taller deben ser


LABOREO III

las máquinas de manipulación y elevación, tales como las grúas, el puente-grúa, gatos, carretillas elevadoras, apoyos, etc. No obstante, no deben olvidarse las necesidades de las clásicas herramientas o áreas tan imprescindibles en un taller, que tienen que ser tenidas en cuenta para su situación y distribución dentro del mismo, como: -

Compresores y una red de distribución del aire comprimido.

-

Distribución eléctrica y potencia y tensión adecuada.

-

Equipos de iluminación. Buena iluminación cenital.

-

Equipos y áreas de soldadura eléctrica y autógena apropiados.

-

Bancos de trabajo con sus adecuadas herramientas por especialidades.

-

Tornos y fresas. Maquinaria herramienta mínima y básica.

-

Taladros. Cortadoras de chapas gruesas.

-

Prensas hidráulicas de alta capacidad.

-

Cortadoras de flejes o de tochos de acero y de tuberías.

-

Afiladoras de bocas, etc.

Así mismo, el diseño de la planta del taller debe ser bien estudiado para que la entrada y salida de las máquinas, por muy grande que estas sean o vayan a ser, no puedan producir interferencias o pérdidas de tiempo, tanto en el momento actual como en el futuro parque de maquinaria. La iluminación, la ventilación y el confort son otros factores que igualmente deben tenerse muy en cuenta para obtener un mayor rendimiento del futuro trabajo de las personas. Una parte importante del taller principal es el patio anterior al mismo, que suele tener la misma superficie que el propio taller y que es bastante utilizado no solo para las menores reparaciones, sino también como una zona de espera o cola de entrada. Su orientación en el hemisferio Norte debe ser hacia el Sureste para tener buena sombra en verano y en invierno el calor por las mañanas.


LABOREO III

Las dimensiones del taller vienen dadas por los siguientes criterios: •

Un taller se descompone en módulos o naves de trabajo (Bays) y su número debe ser proporcional al total de las máquinas existentes en la mina e inversamente a la disponibilidad esperada.

•

La cimentación y el suelo deben ser calculados para resistir una presión específica al menos un 50% superior a la ejercida por un tractor de orugas.

•

La altura de la nave-módulo viene impuesta por la altura libre del gancho del puentegrúa y está marcada por la altura de la caja levantada del volquete más un margen de seguridad de 1 m.

•

El ancho de la nave será la anchura de la máquina más ancha, en general también el volquete, más 1 m. a cada lado de seguridad y desplazamiento del personal.

•

La longitud de la nave-módulo es también la de la máquina más larga con 1 m. por delante y otro por detrás para seguridad y circulación del personal.

•

El taller se dividirá en áreas de trabajos especializados en función de la maquinaria de la mina (Volquetes, tractores, perforadoras, cargadoras, etc.) Y así mismo en función de las especialidades como soldaduras, sistemas eléctricos, circuitos hidráulicos, máquinas herramientas, ajuste y montaje, etc.

•

Las áreas de soldadura y de máquinas de orugas deben situarse en las naves de los extremos del taller para evitar en un caso los humos, que deben ser evacuados, y en el otro la necesidad de un suelo altamente especial que evite su prematuro desgaste por las orugas.

•

Los pequeños talleres especializados de cada área o sector deben estar fuera de la nave principal, si bien en su proximidad.

•

El almacén de repuestos no debe estar dentro del área afectada por el puente grúa y su enlace con el taller debe estar servido por carretillas elevadoras lateralmente. También debe disponer de un área exterior para almacenar las grandes piezas de repuesto o conjuntos de intercambio como cubas, brazos, orugas, rodetes, etc., con fácil al taller.


LABOREO III

Los criterios de organización del taller pueden ser muy variados, pero el más extendido en las grandes explotaciones es el de la subdivisión de funciones, basado, sin duda, en la especialización de que hemos hablado en el punto anterior. Una exigencia interesante en los talleres de las grandes explotaciones aisladas en áreas remotas, puede ser la necesidad de instalación de algún moderno banco de ensayo generalmente suministrados por los propios fabricantes de los equipos - en los que es posible controlar correctamente las potencias y los rendimientos de los motores, convertidores, engranajes, pares, transmisiones, inyectores, etc., tras las reparaciones. En aquellas explotaciones próximas a las zonas desarrolladas es mucho más recomendable utilizar los servicios de los talleres especializados exteriores o el servicio postventa de los distribuidores de la marca.

La complejidad de la maquinaria moderna exige, hoy, la más completa especialización del personal del taller, para lo que, generalmente, los distribuidores de la misma, deben impartir los adecuados cursillos de formación, bien durante el montaje de la maquinaria en la mina o bien en sus casas centrales. Al ser muy difícil para las compañías retener a los especialistas en las zonas mineras, habrá que programar cursos iterativos e intensivos todos los años. Las inversiones en los talleres principales pueden alcanzar cifras muy altas; citando un antiguo cuadro del Surface Mining, con los precios actualizados para los tamaños de explotaciones a cielo abierto y según su tamaño o su capacidad de producción, que podrían extrapolarse para la minería de interior, en cuyo caso habría que incluir la apertura y desarrollo de la cámara subterránea en que se tiene que ubicar el taller principal y que en general incluye la estación de servicio y los vehículos móviles de mantenimiento:


LABOREO III

RITMO MCA (t/año)

SUPERFICIE (m2)

COSTO ($) o €

COSTE ($) o € / m2

2-8

2.500

1 000 000

400

Medio

10 - 25

15.000

7 500 000

500

Grande

30 - 50

25.000

15 000 000

600

Gigante

50 -100

50.000

35 000 000

700

TAMAÑO

Pequeño

TAMAÑO Y COSTE DE INVERSIÓN DE UN TALLER DE MINA A CIELO ABIERTO

Estos costos están calculados teniendo en cuenta los siguientes factores: •

Temperaturas bajas en el exterior. Lluvias moderadas y precipitaciones de nieve.

•

75 % de mantenimiento propio efectuado por la empresa minera.

•

Los equipos de herramientas, exceptuando los instrumentos de precisión especiales, que puede estimarse en unos 30 €/Kg. de peso de las herramientas.

•

Incluye la estación de servicios y de repostado de combustibles, grasas y aceites.

•

Incluye los talleres móviles de servicio en campo.

La cantidad de mecánicos y eléctricos ascenderá ineludiblemente, con las actuales grandes máquinas, a un número igual o parecido al de operadores y en el caso de una minería muy automatizada como las rotopalas, dragalinas, plataformas de petróleo, etc, es normal tener incluso más personal en mantenimiento que en operación. Una regla de dedo muy útil en la minería convencional a cielo abierto es suponer 1,5 hombres por máquina y por cada tres relevos. Esto nos daría una formula de 0,25-0,30 horas de hombre de mantenimiento por cada hora de máquina trabajada para lograr una disponibilidad del orden de un 85%. 5.4.3..-TALLERES MÓVILES O ESPECIALIZADOS Tanto las máquinas pesadas semimóviles, como las que sufran algunas averías, grandes o pequeñas, en plena explotación sin poder llegar por sus propios medios hasta el taller principal, requieren la existencia en las minas de unos especiales talleres móviles montados sobre camiones de unas 5/10 t de peso, bien preparados y con todos los útiles previsibles para las emergencias que se puedan presentar. Es normal tener unidades especializadas y diferenciadas para cada función o cada flota de máquinas, como por ejemplo: •

Unidad móvil de engrase y reposición de aceites accionadas por compresores y con sus medidores de caudales.

•

Unidad camión cisterna para el abastecimiento de combustible con un equipo motobomba de unos 10 lts/seg. con contadores de caudal.


LABOREO III

Unidades móviles electro-mecánicas para el mantenimiento de las excavadoras, dragalinas, perforadoras, incluso para las mismas subestaciones de transformación.

•

Grúas móviles de tipo hidráulico con capacidad de 25 Tm.

•

Cajas de herramientas normales y neumáticas especializadas para cada unidad.

•

Equipos de oxicorte y soldadura portátiles, accionados por generadores diesel.

•

Tornillos y mesas de trabajo, situados en la plataforma trasera de algunos camiones.

•

Unidades móviles con compresores y motogeneradores diesel para poder emplear energía eléctrica o aire comprimido en campo.

•

Unidad móvil para el rápido recambio y montaje de cables, dientes, cubas, cantoneras, etc. de las excavadoras, dragalinas y de los mismos tractores.

•

Unidad móvil para la reposición de cubiertas e inflado de los neumáticos.

•

Grúas móviles diesel-eléctricas para elevación y arrastre de hasta 75 Toneladas y gran radio, según las piezas de las máquinas principales, especialmente en los momentos de montaje de unidades nuevas.

•

Unidad móvil para el control y la reparación de los equipos eléctricos y electrónicos con su correspondiente utillaje normal, comprobadores, avometros, etc.

Además y aparte de estas unidades móviles, es conveniente tener los adecuados talleres especializados con su herramental dentro del taller principal, para cada uno de los problemas específicos, en donde las piezas o conjuntos sustituidos son reparados y almacenados. Como se indica al citar los medios de comunicación, debe de existir un enlace telefónico inmediato y claro entre los talleres, las unidades móviles y las máquinas. 5.4.4.- ESTACIÓN DE SERVICIO Y LAVADO Para efectuar un adecuado mantenimiento preventivo, es preciso dividir el parque de maquinaria en dos grandes y diferentes grupos: a) Equipos móviles Volquetes Tractores de neumáticos Tractores de orugas Palas cargadoras y excavadoras hidráulicas Mototraillas Vehículos auxiliares (Niveladora, camión de riego, compactador, berlinas)


LABOREO III

b) Equipos pesados semimóviles Excavadoras Dragalinas Perforadoras Subestaciones, Plataformas de petróleo, etc. Rotopalas, trituradoras móviles, cintas transportadoras Para la asistencia y atención de los equipos más móviles, es necesario y lógico disponer de una estación de servicio y de lavado que permita, especialmente a los volquetes, repostar de combustible, agua, aire, aceite y grasas en el menor tiempo posible. Por el contrario, para el segundo grupo de los equipos pesados semimóviles es preciso diseñar los correspondientes vehículos de engrase y reposición que llevarán hasta ellos los elementos humanos, los elementos de consumo rutinario y los repuestos precisos. Igual que en los talleres principales las dimensiones de las naves de la estación de servicio deben ser lo suficientemente amplias para permitir la entrada de las unidades de mayor anchura y con altura suficiente para que se puedan levantar las cajas de los volquetes. Es normal que sean abiertas por los dos lados y que no dispongan de puente grúa, por lo que su estructura puede ser más liviana y su costo es mucho menor. Si es conveniente que la zona de engrase sea cubierta, pero no la de repostado ni la de lavado de la maquinaria. La estación de servicio, cuyas funciones son más propias de un mantenimiento preventivo, debe disponer de las siguientes áreas o funciones:

Tanques con capacidad suficiente para el repostado diario de gas-oil y gasolina Estación de despacho de combustible con el preciso control de los caudales.


LABOREO III

Naves de aceites y grasas y con recogida selectiva de los aceites. Naves o almacenes para neumáticos. Maquinaria adecuada de montaje. Tanques de alimentación y de recogida de aceites y grasas. Tolvas-almacén con capacidad suficiente para varias semanas y previsión de recogida de los excedentes. Compresores de aire y bombonas de nitrógeno. Red de distribución de aire comprimido. Equipos de soldadura. Pequeños y mínimos. Naves de carga de baterías y equipos de medida y ajuste eléctricos. Equipos de lavado a presión y temperatura. La planta de lavado debe disponer de un adecuado diseño para evacuar las aguas sucias y recoger el barro, que al mismo tiempo podría ser un mineral para recuperar en la planta de tratamiento. Debemos volver a insistir en la gran importancia del lavado o de la limpieza y pintura de la maquinaria. Quienes hayan trabajado en una mina conocen perfectamente la situación extrema en que las máquinas se ven obligadas a trabajar por el polvo o por el barro, y ambos suponen unos elementos que ocultan las imperfecciones o los inicios de todas las averías, así como que pueden llegar a ocasionar pérdidas de rendimiento o de potencia. Los modernos equipos de limpieza operan con agua a vapor y presiones superiores a los 140 kg/cm2 a través de monitores o lanzas con boquillas de alta presión para quitar todo el material adherido a la chapa de la máquina. Existen actualmente en el mercado modelos estandarizados de estaciones de servicio y de lavado portátiles para las grandes máquinas semi-móviles, que permiten realizar todas las operaciones en un tiempo mínimo y con la menor cantidad de mano de obra posible. Una de las funciones más específicas de estas estaciones de servicio móviles es el control, mediante fichas o conexión por red con los ordenadores del taller principal, de los consumos de cada máquina, y no sólo del combustible, que en principio es el dato de mayor interés económico, sino también de los de aceites y de recogida de grasas y humos, que pueden permitir establecer un diagnóstico del estado de desgaste de los órganos internos de la máquina. Especial importancia debe concederse a las plantas de mantenimiento de neumáticos, orugas, vías, vagones y cintas en el caso de ser alguno de estos el medio de transporte, pues no en vano implican, en la mayoría de los casos, un elevado porcentaje del coste. La principal función de estas áreas debe ser el control minucioso de la duración y vida, de las


LABOREO III

horas de trabajo de las diferentes marcas o tipos existentes, así como las posibilidades de reconstrucción, reparación o sustitución, que son las tres soluciones habituales para los elementos de desgaste. Llevar un buen control de alguno de estos “imputs”, que son los de uso más frecuentes, exige una buena sala de control informatizado, precisamente en la estación de servicio, que es el lugar en el que se suelen llevar a cabo estas sustituciones o pequeñas reparaciones. Los neumáticos, en el stock de la estación de servicio, deben mantenerse muy apartados de los aceites, grasas y combustibles, pues el caucho en o con dichos elementos se hincha, volviéndose blando y débil, produciéndose daños irreparables. Es muy conveniente mantener un cierto número de neumáticos de cada uno de los tipos montados en sus llantas para lograr una sustitución inmediata. 5.4.5 LOS TALLERES EXTERIORES O CONTRATADOS Como en el resto de las actividades industriales la moda del “outsourcing” o la contratación de los servicios en una compañía o empresa independiente de la propia empresa minera se ha extendido en la última década. Como moda que es, aunque tenga sus razones bien justificadas, se ha llegado a abusar en exceso, sin tener en cuenta el enorme costo que supone, lo que tan solo está realmente justificado por razones de una calidad mayor del servicio o de la rapidez y conocimiento del trabajo a efectuar. Lo que en un principio, en el caso del mantenimiento, se llevó a cabo como una buena manera de formar el personal durante el periodo de montaje y de la puesta en marcha de la gran maquinaria, y que se contrataba con la propia empresa fabricante y distribuidora de la maquinaria, pasó a extenderse en el tiempo y a tener un carácter más rutinario y constante. Baste un sencillo ejemplo: Un mecánico de una casa representante o distribuidora puede costar en estos momentos unos 60 €/hora, mientras que el personal propio de la empresa minera es raro que, con todos los costes, sea superior a los 20 €/hora. Tan solo por tanto se debe utilizar el contrato en los casos en que se justifique económicamente este sobrecoste, bien porque las reparaciones duren más o sean mucho mejores o bien por no disponer de la tecnología de mantenimiento apropiada al no haber formado al personal debidamente, pero en los demás casos es preferible efectuar el mantenimiento, especialmente el preventivo, con personal propio. Actualmente todo se puede subcontratar en la minería, tanto en la de cielo abierto como en la de sondeos y más difícilmente en la minería subterránea, desde la misma maquinaría por horas, incluido todo su mantenimiento, hasta el mantenimiento individualizado con casas


LABOREO III

especializadas basándose en un mínimo nivel de disponibilidad y utilización de cada una de las máquinas, del equipo e incluso se puede efectuar la contratación de la sustitución de los componentes principales como motores, trasmisiones, mandos finales, correas o cintas, neumáticos, orugas, bocas de perforación, etc., habiendo dado lugar a la extensión del moderno sistema de mantenimiento de “intercambio de conjuntos”, que tanto ha popularizado la empresa de maquinaria Caterpillar. El mantenimiento por intercambio de conjuntos está basado en la diferente duración de la vida de cada componente de un equipo, que en su ensamblaje con los otros componentes constituyen la máquina entera. Es la aplicación de la teoría de la curva en “S” para una máquina y para cada una de sus partes, llegándose a la falacia de poder suponer que una máquina podría llegar a ser eterna si se van cambiando los componentes a medida que van individualmente cayendo, sustituyéndolo por otros nuevos o reparados. Es también la aplicación de la teoría del mantenimiento moderno de que no existen, prácticamente, más que tres alternativas: R de reparar, R de reemplazar y R de reconstruir Dándose la prioridad a la alternativa de reemplazar la pieza y subcontratando fuera del taller de la mina la reparación o reconstrucción del componente que llegó a su límite de utilización o vida útil. Componente que una vez reparado con garantía vuelve a la mina como conjunto de intercambio. Es desde luego una magnifica solución o alternativa, que lleva al máximo la filosofía del mantenimiento predictivo y que exige por parte de la empresa minera un reforzamiento del control del mantenimiento para no gastarnos en repuestos y contratos más que lo que nos costaría hacerlo por nuestros medios, personal y en nuestro taller principal.


Laboreo III

5.5 LOS NEUMÁTICOS EN LA MINERÍA La sustitución del transporte sobre vía o raíles, que fue el sistema tradicional de la minería, tanto en interior como en cielo abierto, por la rueda ha hecho del neumático uno de los elementos más importantes de la moderna minería. El rodaje sobre neumáticos en la flota de transporte y en algunas palas cargadoras y tractores de servicios de una operación a cielo abierto es uno de los conceptos más importantes desde el punto de vista del coste operativo (Entre el 15% y el 22% del coste son los neumáticos). En otros tiempos se decía en la minería del Oeste americano "Dime cuanto te cuesta el neumático y te diré a como te sale la tonelada de la mina". Hoy gracias al avance tecnológico en el diseño y en la selección del neumático minero su duración ha aumentado y disminuido su importancia con relación a otros factores del coste como son la energía o el personal. Por esta razón se van a exponer algunas ideas sobre la definición, la selección y los cuidados que requieren estos componentes gigantes que son los "neumáticos mineros o fuera de carretera" que es la denominación que se les da en el mundo minero y del movimiento de tierras. Aunque tradicionalmente debe considerarse como un coste de la operación, también tradicionalmente suele ser el Departamento de Mantenimiento el que responda técnicamente de este componente y por esta razón se pretende dar las ideas básicas para un mantenimiento más adecuado de los neumáticos. Básicamente, el mantenimiento y el cuidado apropiado de los neumáticos es relativamente sencillo y si se siguen cuidadosamente los procedimientos determinados se conseguirán unos costes inferiores por tonelada / Kilómetro, un mejor y más continuo comportamiento del vehículo y un funcionamiento más seguro y beneficioso. El movimiento de tierras y rocas, es por definición, el arte de desplazar los materiales de la corteza terrestre para su utilización o beneficio. Esta actividad atañe a toda clase de obras, tales como presas, caminos, aeropuertos, autopistas, canteras, graveras, puertos, canales y también a Ias minas de interior y a cielo abierto, ya que en ellas se utiliza una maquinaria apropiada para el movimiento de rocas y de tierras. Allí donde se plantean casos y problemas como: -

la extracción de materiales pétreos, resistentes y abrasivos

-

la carga de los mismos sobre unidades de acarreo extravíales

-

el transporte a distancias variables por caminos no viales

-

la explanación de terrenos y taludes de rocas

Es necesaria una maquinaria adecuada para el movimiento de rocas y tierras y poder afrontar las especiales condiciones de trabajo como:


Laboreo III

-

la naturaleza de los materiales que desgastan los materiales de rodadura

-

el perfil del terreno escarpado y difícil

-

unas condiciones climatológicas variables y extremadas

-

un método de explotación y sistemas de trabajos continuos y duros, etc.,

Existe una inmensa gama de maquinaria para trabajar en esas condiciones y, en casi todas ellas, el neumático juega un importante papel en esta actividad porque: - condiciona la elección y la eficacia de la maquinaria utilizada (problemas de adaptación del neumático a la máquina y a la obra) - interviene directamente en el coste de la maquinaria utilizada (resistencia del neumático a los desgastes anormales y a las averías accidentales)

5.5.1. NEUMÁTICOS DE MINERÍA Y OBRAS PUBLICAS El neumático es como el zapato, por definición, el único elemento de unión entre el vehículo y el suelo y siendo así, debe responder a una serie de exigencias que nos plantea, por un lado el vehículo, y por otro el terreno en el que se desenvuelve el trabajo. Veamos las más usuales:

-

Resistencia al desgaste

-

Resistencia a los choques y cortes

-

Flexibilidad


-

Adherencia-tracción

-

Buena flotación

-

Buena estabilidad

-

Baja resistencia a la rodadura

-

Posibilidad de reparación o Recauchutado.

-

Resistencia al calentamiento

-

Resistencia a la carga

-

Resistencia a la velocidad

Laboreo III

5.5.2. LA CONSTITUCIÓN DEL NEUMÁTICO Todas las cubiertas mineras o de fuera de carretera están construidas para trabajar sin cámara, es decir son "Tubeless" por lo que tienen un especial recubrimiento interior de goma butílica que las debe hacer estancas, esto es impermeable al aire. Este tipo de construcción tiene las siguientes ventajas: -

Menor costo de las operaciones de mantenimiento.

-

Simplificación de la manipulación de montaje y desmontaje

-

El forro butílico interior provee de una resistencia adicional a la carcasa contra los impactos y los excesos de flexión.

-

Se elimina el peligro del reventón, pues la goma butílica se adhiere a los cuerpos extraños que penetran a través de las capas retardando así la salida del aire.

-

Menor calentamiento por rodaje pues no existe el rozamiento entre la cubierta y la cámara al no existir ésta, y se disipa mejor el calor del aire en o con la llanta.

-

Quedan suprimidos los inconvenientes intrínsecos a la utilización de la cámara (poros, arrugas, pellizcos, roces, etc.)

-

Ganancia de tiempo en mantenimiento y reparación

-

Mayor seguridad en el trabajo

Una breve descripción de como están constituidos los neumáticos mineros ayuda a comprender lo que puede esperarse de ellos: Resistencia a fuertes cargas, velocidad, calor y abrasión, así como unas características de flotación y tracción, todo lo cual resulta necesario en el trabajo minero. Una cubierta puede ser dividida exteriormente en las siguientes zonas: corona, hombros, costados, refuerzos del talón y talones según la figura adjunta. Examinando la sección de una cubierta observamos las siguientes partes:


Laboreo III

Banda de rodamiento Es aquella parte de la cubierta que está en o con la superficie de rodadura. El dibujo de que va provista confiere al neumático la propiedad que se desea en cuanto a su comportamiento en el terreno: tracción o conservación de la trayectoria. El compuesto de goma con que se fabrica la banda de rodamiento deberá ser especialmente resistente a la abrasión, los cortes y los impactos. Cojín Es una capa de goma especial que se interpone entre la banda de rodamiento y la carcasa y que actúa a modo de puente de unión entre ambos debido a la distinta composición de las dos zonas inmediatas.


Laboreo III

Capas de rodamiento En la región de la corona la cubierta se ve sometida a los fuertes choques producidos al pasar por encima de los obstáculos. Por esta razón se colocan inmediatamente debajo del cojín una capas adicionales, normalmente en número de cuatro que confieren a esta zona una elevada resistencia. A fin de no extremar la rigidez de la carcasa, estas capas no llegan a los talones. Armazón o carcasa Constituye el cuerpo de la cubierta y está formada por una sucesión de capas de un tejido constituido fundamentalmente por hilos textiles y/o metálicos en un sentido. A fin de que la totalidad de las capas formen una malla, dos capas sucesivas se colocan con los hilos dispuestas simétricamente. Por esta razón el número total de capas es siempre par. El término "ply rating" está relacionado con el número de capas, pero no coincide exactamente con él. Representa una unidad o índice de resistencia correspondiente al número de capas de un tejido hipotético, cuya fortaleza se toma como unidad. Costado La capa de goma que recubre el costado es sustancialmente distinta que la del rodamiento, puesto que su misión es muy diferente. Esta goma sirve para aislar la carcasa del exterior y trabaja principalmente a flexión, aunque en las cubiertas mineras deberá ser resistente a los cortes y a la abrasión de los surcos de los malos caminos de rodadura. Talones Formados por unos paquetes de alambre de acero cobreado que tienen la misión de anclar el neumático a la llanta proporcionándole la inextensibilidad precisa para que no varíe de forma y de dimensiones. En la zona de o con la pestaña de la llanta, los talones llevan unas capas adicionales de protección contra la abrasión y el roce. 5.5.3. DENOMINACIÓN Y CONSTRUCCIÓN RADIAL En 1946 Michelín, inventor del neumático radial, depositó la patente de una técnica que revolucionaria la industria del neumático, que le permitió disponer de un período de 25 años para su explotación. Reemplazando el conjunto de lonas textiles que formaban un ángulo con el sentido de rodaje (de aquí la denominación de neumático cruzado o diagonal), por una nueva arquitectura compuesta de una lona principal en la que unos finos cables de acero forman un ángulo de 90

con el sentido del rodaje (de aquí la denominación de neumático radial) y

de una cintura en la cima, compuesta de varias lonas estrechas. El objetivo era disociar el


Laboreo III

trabajo de los flancos del neumático, que se aplastan bajo la carga en cada vuelta de la rueda, del trabajo de la banda de rodamiento, que deberá asegurar el mejor o permanente posible con el suelo,.el resultado era que el neumático radial, así concebido, presentaba tal diferencia con relación al neumático diagonal tradicional en sus características mecánicas y de comportamiento que debería ser considerado como otro producto:

- Con todos los beneficios y economías que da al . -

Con todas las posibilidades de adaptación y de evolución que ofrece al constructor de las máquinas.

Existen unas importantes diferencias de comportamiento entre el neumático radial y el diagonal. Teniendo en cuenta el objetivo perseguido con la creación de la arquitectura radial del neumático, resulta evidente que al nivel de la superficie de o con el suelo es donde aparecerá la diferencia fundamental entre un neumático radial y uno diagonal.


Laboreo III

No obstante, otro factor que toma una particular importancia en la obra pública y en la minería, que son unas actividades donde las cargas soportadas por los neumáticos son considerables, es la resistencia al calentamiento que aporta una construcción simplificada. 1.-o con el suelo: Presenta aspectos diferentes como: Superficie del área de o Reparto de la presión al suelo Movimientos de la goma en el área de o Estabilidad bajo el efecto de deriva Profundidad de la huella Resistencia a la rodadura, etc. Los siguientes esquemas descriptivos del funcionamiento de un neumático radial y de un neumático diagonal, permiten comprender fácilmente las diferencias ya mencionadas.

La banda de rodamiento es solidaria de la carcasa, constituida por un conjunto de lonas textiles, lo cual provoca unas deformaciones simultáneas de los flancos y banda de rodamiento cuando se aplasta el neumático. La rigidez de la carcasa provoca en la zona de compresión una disminución de la superficie de o y de la sobrepresión. Es la flexibilidad de la carcasa única, y sobre todo radial, la que absorbe el aplastamiento bajo carga mediante una deformación de los flancos. La banda de rodamiento no es solidaria de


Laboreo III

la carcasa, debido a la cintura de la cima, lo cual hace que se desarrolle sobre el suelo como una cadena, no habiendo movimientos parásitos. La huella dejada por el neumático diagonal sobre un suelo inconsistente es siempre mas profunda que la dejada por el neumático radial: 2.- Resistencia al calentamiento: Las deformaciones de un neumático diagonal en rodaje, provocan unos cizallamientos y unas fricciones entre lonas, generando calor. La distribución radial de los hilos, unido al hecho de llevar una sola lona carcasa, en los neumáticos radiales, no provoca bajo el aplastamiento ninguna modificación del ángulo, y por consiguiente, ningún efecto de cizallamiento: Todo aumento de la temperatura va a disminuir la resistencia mecánica de los materiales que componen el neumático. 5.5.4. EL TAMAÑO Y TIPO DE LOS NEUMÁTICOS Una

cubierta

viene

definida

por

una

serie

de

parámetros que la diferencian y que en su conjunto se denomina como marcaje -e

= Ancho transversal máximo

-Ø

= Diámetro entre los talones

-R

= Radial

-K

= Escultura

- D1

= Profundidad de la escultura

- Tipo A = Tipo de confección -*

= Índice de carga

Para responder a los diferentes problemas que se plantean existen unas muy diferentes familias de neumáticos, caracterizados por: •

El perfil

•

Los tipos

•

La escultura

•

Los índices de carga


Laboreo III

PERFIL

El perfil de un neumático viene definido por la relación H/S en la que H es la altura de la sección y S la anchura del neumático montado sobre

la

llanta

recomendada.

Existen

normalmente tres perfiles: • H/S = 1, llamado standard • H/S = 0,80, llamado base ancha y • H/S = 0,65, llamado de bajo perfil o de base superancha TIPOS Tipo A

- resistente a los cortes y a los arrancamientos

Tipo B

- resistente al calentamiento

Tipo C

- adaptado a los rodajes rápidos y a los ciclos largos

ESCULTURAS

Se denomina así, no solo a la geometría o dibujo de la capa de rodadura para conseguir la adherencia y la salida del agua, sino también a la profundidad o espesor de la goma de o con el suelo y por tanto cantidad de material de desgaste. INDICES DE CARGA

Una misma dimensión de una cubierta es posible realizarla con diferentes carcasas, lo que

nos

permite

obtener

diferentes

capacidades de carga. Estas confecciones vienen marcadas por una estrella (*), que constituye un índice de la resistencia a la carga. Existen confecciones con carcasa de una estrella (*), 2 estrellas (**) y 3 estrellas (***) para ciertos tipos de maquinaria de interior, galerías, túneles y para grúas) En general las cubiertas de una estrella se instalan en las palas, tractores de neumáticos, etc. y las de dos estrellas en la maquinaria de transporte como los volquetes, lo que no


Laboreo III

quiere decir que uno de 2 estrellas no se pueda montar sobre una pala y una de una estrella en un volquete o camión según los casos de utilización. Por ejemplo para una misma velocidad de referencia de 50 Km/h. la 18.00 R 25 * tiene un limite de carga de 7100 Kg a 4,25 bares la 18.00 R 25 ** alcanza un limite de carga de 9250 Kg a 6 bares 5.5.5. COMPARACIÓN ENTRE * Y PR En el cuadro siguiente se puede establecer la correspondencia entre el símbolo *y el más habitual del resto de las marcas de PR o "ply rating para cada dimensión de las cubiertas mineras más normales.

Dimensiones y marcaje

Correspondencia con PR maquinas maquinas de carga de transporte

Correspondencia con PR maquinas maquinas de de carga transporte

13.00 R 24 TG *

14

23.5 R25*

14.00 R 24 TG *

16

23.5 R25**

32

33.25 R35*

36

25/65 R25**

32

33.25 R35 **

44

16

26.5 R25*

37.25 R35**

48

36

26.5 R25**

16

16.00 R 24 ** 20 R 24 TG *

16

29.5 R25*

40

Correspondencia con PR maquinas maquinas de carga de transporte

24

16.00 R 24 TG *

21.00 R25**

Dimensión y marcaje

12.00 R 24 ***

14.00 R 24 ***

24

Dimensión y marcaje

28

32 32 34

24.00 R35**

48

29.5 R35**

40

37.5 R 39*

44

44

37.5 R 29**

52

13.00 R 25 ***

28

29.5 R25**

34

40/65 R39*

14.00 R25****

32

26.5 R29**

34

40.5/75R39**

54

24.00 R 43**

48

15.5 R 25 *

16

29.5 R29*

15.5 R25**

20

29.5 R29 **

16.00 R25**

36

17.5 R25*

16

17.5 R25**

20

18.00 R25*

24

18.00 R25** 20.5 R25* 20.5 R25**

24

36 24 28

30/65 R29*

34 40 28

45/65 R 45 *

42

50

18.00 R 49**

36

33.25 R29**

44

24.00 R 49**

54

18.00 R33**

40

27.00 R 49**

54

33.5 R33**

44

30.00 R 51**

64

33.00 R 51**

68

35/65 R33*

36

37.5 R33**

48

36.00 R 51**

74

21.00 R35**

44

40.00 R 57**

78


Laboreo III

5.5.6. CODIFICACION INTERNACIONAL DE LOS NEUMATICOS DE MINERIA Y OBRAS PÚBLICAS El E.T.R.T.O ( European Tyre and rim technical organisation) ha identificado y normalizado los grandes

neumáticos mediante un código que tiene en cuenta la escultura y las

condiciones de utilización según el siguiente cuadro, en el que adjuntamos la equivalencia con los radiales de la marca MICHELIN.

CÓDIGO

ESCULTURA

UTILIZACION

INTERNACIONAL

CODIGO MICHELIN

E-1

Rib

XRIB- XV

E-2

Tracción

E-3

Roca

XR-XRDN-XK-XH

E-4

Roca escultura

XHD1-XRD1-XKD1

TRANSPORTE

XS-XR-XL-XH-XV

profunda E-5

Roca Intermedia HR

E-6

Roca Máxima HR

E-7

Flotación

G-1

Rib

G-2

Tracción

XGL - XR

G-3

Roca

XR - XRDN - XH

G-4

Roca Escultura

XRD1

X Ribbed - XS NIVELADORA

profunda L-2

Tracción

CARGADORAS Y

XGL - XR

L-3

Roca

TRACTORES

XR-XRDN-XK-XH

L-4

Roca escultura

XKD1-XRD1-X

profunda

MINE D1

L-5

Roca Extra profunda

XRD2- X MINE D2

L-3S

Lisa

X MINE D1

L-4S

Lisa escultura

X MINE D2

profunda L-5S

Lisa muy profunda

E

- Montaje en volquetes

L

- Montaje en palas cargadoras

G

- Montaje en motoniveladoras

MINE

- Minería subterránea


Laboreo III

Únicamente no se adapta a esta normalización internacional uno de los principales fabricantes mundiales, Michelín, y que por tener varias fábricas en España y ser por tanto, uno de los suministradores a la minería española se expone aquí su nomenclatura o equivalencia de las siglas de sus marcajes:

DÍGITO

CARACTERÍSTICAS QUE SEÑALA

X

Construcción radial

R

Distintas esculturas para diferentes

RD

utilizaciones.

K V A

Goma más resistente a la abrasión que permite

B

una menor velocidad. Gomas más resistente a la velocidad.

-

Profundidad normal de huella.

D1

Huella profunda.

D2

Huella extra profunda.

*

Significan su capacidad de carga que aumenta

**

con el número de estrellas. Puede considerarse equivalente al "ply rating".

Al mencionar esta última nomenclatura se vuelve a citar la "construcción radial"; técnica inventada, patentada y desarrollada por Michelín pero que, recientemente, también la han comenzado a utilizar otras marcas como Firestone, Good-Year, etc.; que aporta una ventaja fundamental para la vida del neumático como es la reducción del calentamiento, ya que el material textil que forma la carcasa de una cubierta convencional se ha sustituido por una zona de cables de acero dispuestos en arcos "radiales" con una cintura compuesta también de lonas de cables de acero como muestra la figura.


Laboreo III

5.5.6. CAUSAS DE LOS DAÑOS EN LOS NEUMÁTICOS En general, los efectos que producen la muerte prematura de los neumáticos obedecen a dos causas: 1º Daños producidos por una excesiva cantidad de cortes y de impactos que acaban afectando a la carcasa. 2º La excesiva generación de calor producida por unas condiciones anormales de trabajo. Sobre ambas causas inciden los factores operativos y el mantenimiento que se efectúe por lo que, como se verá, habrá que hacer a veces un tratamiento conjunto. Durante el trabajo la temperatura de la cubierta tiende a aumentar debido a que el calor producido por las flexiones a que está sometida la carcasa se acumula en ella y por que su capacidad de refrigeración es menor que la de generación del calor, hasta que se alcanza un nivel de la temperatura en que se iguala la cantidad generada con la transmitida al ambiente, sobre todo por conducción a través del suelo. Cuando la temperatura aumenta se produce una disminución en las características de resistencia mecánica, a la abrasión y a los cortes, de la adherencia y de la elasticidad de los materiales con los que se ha construido la cubierta y por tanto esta es más susceptible de averiarse. Por tanto, habrá que tener en cuenta, para una adecuada conservación y duración, los diversos factores que intervienen en la generación de calor en la cubierta y que son: la presión de inflado, la carga, la velocidad, la longitud del recorrido, la continuidad de la operación, la temperatura ambiente y el tipo de suelo por donde circula el neumático. Comprobemos la influencia de algunos de estos factores en la temperatura del neumático y las medidas correctoras de mantenimiento para contrarrestar los efectos *

Influencia de la presión de inflado

*

Variación con la longitud recorrida

*

Variación con la velocidad

*

Influencia de la sobrecarga

5.5.7. PRESIÓN DE INFLADO El aire es la sangre del neumático y aunque su uso es el más generalizado en algunas ocasiones puede ser recomendable la utilización del nitrógeno como un fluido de inflado para reducir las posibilidades de oxidación interna de los cables y de la llanta y en otras ocasiones se puede rellenar en parte con agua y algún aditivo de peso. Las funciones del aire de inflado son:


Laboreo III

- Llevar la carga o soportar todo el peso del vehículo y su carga útil - Ubicar los talones de la cubierta sobre los apoyos cónicos de la llanta - Mejorar el confort como elemento básico de la suspensión - Aumentar el rendimiento o vida del neumático Con un inflado correcto se alcanzan las propiedades de tracción, flotación y soporte de carga, para las que ha sido diseñado el neumático. La presión correcta será función de: - del peso máximo soportado por el neumático - de la velocidad - de la temperatura ambiente - de las condiciones especiales de su utilización Una presión incorrecta origina el trabajo anormal del neumático que se representa en las figuras y que además es causa de un desgaste excesivo en las zonas donde el o con el terreno es más acusado. Igual de negativo es el subinflado como el sobre inflado. Subinflado Cuando la presión de inflado es menor que la especificada, el neumático flexa demasiado, produciéndose una excesiva elevación de la temperatura interna. Este calentamiento podrá ser origen de numerosas averías como las roturas circunferenciales por flexión, grietas radiales, separaciones de capas o de rodamiento, etc. Sobreinflado Un exceso de presión disminuye el área de o con el terreno, perdiéndose tracción y flotación. Además la zona central del rodamiento se desgasta más rápidamente que el resto. Los tejidos de las capas y de las gomas estarán sometidos a una excesiva tensión haciendo el neumático más vulnerable a los cortes y a los impactos. Instrucciones de Mantenimiento para el inflado 1)

La presión correcta es la especificada por el fabricante del vehículo.

2)

La presión deberá ser comprobada y ajustada con el neumático en frío.

3)

En el programa de mantenimiento se prevé la comprobación y ajuste de la presión cada día antes de ponerse en marcha el vehículo.

4)

La presión no debe disminuirse mediante la práctica del "sangrado", ya que es normal que suba al rodar el neumático.


5)

Laboreo III

Si fuera inevitable comprobar el inflado con el neumático en "caliente", se debe considerar una presión de1 Kg /cm2(15 p.s.i.) superior a aquella recomendada para la cubierta fría.

6)

Si la presión al rodar el neumático aumenta en más de 1 Kg /cm2 (15 p.s.i.) debe revisarse la carga, la velocidad o la longitud de acarreo. Nunca se "sangrará".

7)

Aunque se proceda al hidroinflado, la presión es la misma que la especificada para el neumático sin agua.

Los factores que pueden influir en una corrección o variación de las presiones básicas son: -

Sobrecarga del vehículo

-

Configuración del perfil del circuito

-

Necesidad de flotación

-

Mejora de la aptitud para rodar en terrenos poco consistentes

-

Reducción de los cortes, machacamientos, arrancamientos

-

Temperatura ambiente

Las escalas "cargas por neumático y presiones están calculadas sobre la base de una temperatura ambiente de 18º y pueden utilizarse sin correcciones entre 0º y 25º. Para su uso a unas temperaturas netamente diferentes es necesario corregirlas en frío: -

de 25º a 29º aumentar la presión un 4%

-


-


-


Si la temperatura ambiente es inferior a 0º (medidos en el exterior de la mina o cantera) se hará necesario un aumento de la presión de base y en casos más especiales de temperaturas muy bajas se emplearán precauciones especiales.


Laboreo III

5.5.7 NEUMATICOS PARA MAQUINAS DE MINERÍA: PALAS CARGADORAS. ELECCION DEL NEUMATICO

1 - En función de los suelos (naturaleza, perfil, estado). 2 - En función de las condiciones de desplazamiento (distancias, velocidades). En el caso de cargadoras utilizadas en carga-transporte, es necesario respetar los límites de utilización siguientes:

Tipo de neumático

XHA XRA XRDNA

XRD1A XLDD1A

XRD2A XLDD2A XMINED1

XMINED2 XSMD2

Longitud del ciclo máximo isible (ida y vuelta)

1800 m

1800 m

1500 m

1200 m

Número medio de Km en la hora isible (1)

16 Km

14 Km

10 Km

6 Km

(1 ) Es la velocidad media tomada en un período de trabajo.

COMO DETERMINAR LAS PRESIONES DE INFLADO EN EL EJE DELANTERO En los frentes de carga, cuando la máquina realiza la penetración de la cuchara en el material, la cargadora se encuentra frecuentemente en posición de basculamiento. Es en esta situación cuando el eje delantero soporta la máxima carga. Esta carga máxima está constituida por: El peso en vacío de la máquina + La carga de basculamiento en línea Estos valores figuran generalmente en las informaciones técnicas de las máquinas y son dados en función del equipamiento real de la máquina (cabina, contrapesos, neumáticos, lastrado, etc.) Utilizar las escalas de «cargas por neumáticos y presiones« EN EL EJE TRASERO La carga máxima soportada por el eje trasero, se produce cuando la cuchara de la máquina está vacía. Determinar la carga sobre el eje trasero (pesada, documentación) Utilizar las escalas de «cargas por neumáticos y presiones«


Laboreo III

Ejemplo de cálculo: Una cargadora con las siguientes características: - Juego de neumáticos: 20.5 R 25 XRD1 A TL * lastrados atrás al 75%* Peso en vacío E.D:

6 500 Kg (1) E.D.: Eje delantero

E.T:

6 800 Kg (2) E.T.: Eje trasero

Total. 13 300 Kg (3) - Carga basculamiento en línea: 9 900 Kg (4). La carga máxima soportada por el E.D. es: (3) + (4) = 23 200 Kg es decir, 11.600 Kg por neumático La carga máxima soportada por el E.T. es: (2) = 6 800 Kg es decir, 3.400 kq por neumático Presiones base de trabajo Cargadoras E.D. = 3,0 bar. Cargadoras E.T. = 1,5bar. IMPORTANTE. - Estas reglas para determinar las presiones solamente son aplicables a las cargadoras conforme a los estándares constructivos. Estas presiones de base pueden ser adaptadas en función del comportamiento propio de la máquina y en todos los casos de utilización particular. En el caso de un largo desplazamiento por carretera (entrega, traslado de una explotación a otra) pueden ser necesarias algunas precauciones particulares.

5.5.8. NEUMATICOS PARA MAQUINAS DE TRANSPORTE: VOLQUETES. ELECCION DEL NEUMATICO

1 - En función de los suelos (naturaleza, estado, perfil). La figura de la página 8 nos da una idea de las cualidades relativas a cada escultura, en función de los problemas a resolver en una utilización considerada. En la mayoría de las dimensiones y esculturas existen los tipos A, B y C. Dadas las diversas condiciones de rodaje que podemos encontrarnos en las distintas explotaciones, están disponibles otros nuevos tipos de esculturas XHD1 y XKD1. Definición de los diferentes tipos A4 Suelos agresivos (cortes, arrancamientos), es la solución para obtener un rendimiento óptimo. A En las mismas condiciones de suelos agresivos, pero permitiendo unas velocidades medias más elevadas. B4 Es el compromiso entre la resistencia a la abrasión y el calentamiento sobre suelos con débil agresividad. B Para resistencia al calentamiento en rodajes intensivos con ciclos largos. C Adaptado a los rodajes muy rápidos con ciclos largos y buenas pistas.


Laboreo III

2 - En función de las condiciones del trabajo (distancia, velocidad y cargas). La velocidad media isible para los neumáticos utilizados en volquetes con ciclos inferiores o iguales a 5 Km. y una temperatura ambiente 38 ºC Velocidad media isible en Km/h XV XM XR XZ XK XHD1 C P B H B A4 A B4 B Todas las llantas 50 50

35

XKD1 A4 A

XRD1 B4 B

B

35 32

25 " a 35"

18

22

30

14 18

49" 49" y 51"

18

22 26

26

18

22

26

16

20

24 24(1)

30

51" y 57" (1) Únicamente en 40.00 R57.

Importante Para la elección del neumático mejor adaptado a la utilización en una explotación considerada, se deberá emplear el método TKPH. Para los tipos XMP y XVC, en las dimensiones 14.00 R 24/25,16.00 R 25,18.00 R 25 y 395/80 R25, se adopta la velocidad media isible.

COMO DETERMINAR LAS PRESIONES •

Determinar la carga máxima soportada por cada eje (pesada, cálculo).

•

Utilizar el cuadro de cargas por neumático y presiones de TRANSPORTE

•

Los valores carga / presión de Transportes en mina se aplica a los volquetes en que la velocidad máxima en carga sea inferior o igual a 30 Km/h.

5.5.9. ELECCION DEL NEUMATICO Y EL MÉTODO DEL TKPH.

LA MAQUINA Características del equipo de origen, la carga soportada por el neumático, en vacío y en carga. LA EXPLOTACIÓN Naturaleza del suelo, estado y perfil de las pistas, naturaleza y estado de las zonas de carga y descarga. UTILIZACION DE LA MAQUINA EN LA MINA •

Longitud del ciclo (trayecto de ida en carga y vuelta en vacío),

•

Número máximo de ciclos por relevo,

•

Duración de cada relevo.


Laboreo III

PROBLEMAS QUE SE PRESENTAN Comportamiento del conjunto máquina/neumáticos (por ejemplo, problemas de adherencia) COMPORTAMIENTO DE LOS NEUMATICOS •

¿cómo se gastan?

•

¿cuáles son las causas principales de desmontaje?

•

¿se trata de problemas de los flancos, de la cima?

ELECCIÓN DEL NEUMATICO

Se tienen en cuenta: -

las posibilidades de montaje indicadas por el constructor,

-

las condiciones de utilización de la máquina en la explotación (carga, velocidad, naturaleza del terreno, etc.)

5.5.10. METODO DEL TKPH El TKPH (toneladas-kilómetro por hora) o TMPH (tonelada-milla por hora) es una característica de la capacidad de trabajo de un neumático. Esta característica tiene en cuenta un factor muy importante en la vida de un neumático como es la temperatura máxima de funcionamiento isible.

1 - El TKPH del neumático (o TKPHp) El TKPH del neumático depende de la concepción de los neumáticos y varía según los tipos de cubiertas y dimensiones. Los valores de TKPH de base figuran en las características de los neumáticos. Estos valores vienen definidos en función de la carga, de la velocidad y para una temperatura ambiente normalizada de 38 ºC. La relación que permite pasar de TKPH a TMPH es: TMPH = TKPH x 0,685. Para el cálculo del TMPH se emplea la tonelada corta que corresponde a 2.000 Ibs, es decir 907 Kg

2 - TKPH base de la explotación (TKPHcb) Define la necesidad específica de la explotación y se obtiene por la relación: TKPHcb = Qm x Vm En donde Qm = carga media por neumático. Vm = velocidad media explotación. a) Carga media por neumático (Qm) Se obtiene por la relación:

Qm = (Qc + Qv)/2


Laboreo III

donde : Qc = peso por neumático, vehículo en carga, expresado en toneladas. Qv = peso por neumático, vehículo en vacío, expresado en toneladas. El cálculo de Qm debe efectuarse teóricamente para cada neumático. En la práctica se supone, ante la ausencia de medidas, que cada neumático de un mismo eje lleva la misma carga. En consecuencia el cálculo es efectuado para el eje delantero y para el eje trasero. Utilizamos en definitiva el valor del Qm más elevado. En la mayoría de los casos, para los volquetes de dos ejes la repartición del peso total en carga (peso en vacío + carga útil) es del 33,3% para el eje delantero en sencillo y del 66,7% para el eje trasero en gemelo. En vacío es el eje delantero el más pesado. En consecuencia Qm afecta casi siempre a la posición delantera. En definitiva, el estudio de la explotación, las pesadas, las características del constructor de la máquina, etc. son los elementos de base que permiten definir y validar las cargas por cubierta. b) Velocidad media de la explotación (Vm) Se obtiene por la relación:

Vm = (L x N) / H

donde : L = longitud del ciclo. El ciclo de referencia debe ser aquel donde la velocidad media es la más elevada. N = número máximo de ciclos por relevo. H = duración del período de trabajo. Los tiempos de parada, tales como las esperas en la cargadora, la descarga, el llenado de combustible, la pausa para la comida y de forma general toda parada inferior o igual a una hora, serán incluidos en el período de trabajo.

3 - TKPH real de la explotación Con la fórmula Qm x Vm, obtendremos el TKPH de la explotación de referencia (TKPHcb). Para obtener el TKPH real en la explotación, debemos tener en cuenta otros dos parámetros: - la longitud de los ciclos superiores a 5 Km, - la temperatura ambiente. a) Longitud del ciclo (L) Para los ciclos menores a 5 Km., aplicar al TKPHcb el coeficiente K1.


Laboreo III

b) Temperatura ambiente en la explotación (TA) Para una misma velocidad, una temperatura ambiente en la explotación superior a 38 ºC aumentará el TKPH real explotación. Inversamente, una temperatura inferior a 38 ºC disminuirá el TKPH real explotación. El coeficiente K2 a aplicar al TKPHcb en función de la temperatura es:

K2 = Vm + [0,25 x (TA - 38)]/ Vm

donde: Vm = velocidad media explotación. La temperatura ambiente de la explotación (TA) a tener en cuenta será la temperatura máxima a cubierto durante el transcurso de la jornada más calurosa. En resumen, para el cálculo del TKPH real de la explotación, se actúa de la forma siguiente: -

cálculo del TKPH de la explotación de referencia (TKPHcb),

-

corrección para la longitud del ciclo > 5 Km con la ayuda del coeficiente K1,

-

corrección para la temperatura diferente de 38ºC aplicando el coeficiente K2

Es decir TKPH real de la explotación = TKPHcb x K1 x K2.

4 - Comparación del TKPH del neumático con el TKPH real de la explotación Tras la visita a la explotación, la elección de la escultura debe ser función de la necesidad de tracción, protección y velocidad y dos casos son posibles: a) TKPH del neumático > TKPH real de la explotación: el neumático es aceptable, b) TKPH del neumático < TKPH real de la explotación: el neumático no es aceptable, En este segundo caso: - ver si otra escultura o tipo puede ser compatible. - o analizar si una modificación de las condiciones de rodaje puede llevarse a cabo (disminución de la carga y / o de la velocidad).


Laboreo III

5.5.10. ESTUDIO DE UN CASO EN UNA MINA A CIELO ABIERTO: CÁLCULO DEL TKPH EXPLOTACIÓN Los datos que permiten obtener el cálculo del TKPH en una explotación para un volquete de 177 Tm. equipado con unos neumáticos 37.00-57 son los siguientes. -

pistas abrasivas y bien cuidadas.

-

número de ciclos por jornada: 12.

-

distancia de transporte de referencia: 12 Km

-

temperatura ambiente: 36ºC.

-

duración del ciclo: 45 minutos.

-

carga útil media: 180.000 Kg

-

duración de la jornada de trabajo: 10 horas.(Datos facilitados en la explotación).

-

peso en vacío delante: 64.000 Kg

-

peso en vacío atrás: 57.000 Kg

-

repartición del peso total en carga: delante: 33,3%, atrás: 66,7%

a) Cálculo de Qm - Peso total en carga (P.T.C.):

180000 + 64000 + 57000

- Carga por neumático delantero en vacío: - Carga por neumático delantero

64000/2 (301.000 x 33,3) / (2x100)

- Qm delantero :

= 32.000 Kg = 50.100 Kg

(32000 + 50100) / 2 = 41.050 Kg

- Carga por neumático trasero en vacío : - Carga por neumático trasero

= 301.000Kg

57000 / 4 (301000 x 66,7) / (4x100)

-Qm trasero :

(14250 + 50200) /2

En consecuencia el valor obtenido de Qm es de:

= 14.250 Kg = 50.200 Kg = 32.225 Kg = 41.050 Kg

b) Cálculo de Vm 12 horas x 12 Km/hora

=

14,4 Km

c) TKPH base de la explotación (TKPHcb)= 41,05 t x 14,4 Km

=

591,1 KPH

d) Valor del coeficiente K1 Como el ciclo es superior a 5 Km, el coeficiente K1 que corresponde a 12 Km es: 1,14 e) Cálculo del coeficiente K2 La temperatura ambiente es diferente de 38 ºC, luego el coeficiente K2 es el siguiente: (14,4 + [0,25 (36 - 38)]) / 14.4

= 0,965


Laboreo III

f) TKPH real de la explotación Aplicamos al TKPH base de la explotación los coeficientes K1 y K2 para obtener el TKPH real de la explotación:

591.1 x 1.14 x 0,965 = 650 TKPH

h) Comparación del TKPH del neumático con el TKPH real de la explotación En la dimensión 37.00 R- 57 XK D1 Ios diferentes TKPH de este neumático son: A = 678 B4= 848 B = 1018 Luego en este ejemplo, los tipos, A, B4, B, son aceptables. Como las pistas son abrasivas y las áreas de carga y descarga son agresivas, nuestra elección podría y debería ser el tipo A.

Efecto de la carga sobre el neumático La carga permisible sobre un neumático está relacionada con la presión, la velocidad y la longitud del recorrido. Por consiguiente conviene respetar no sólo la carga especificada sino también las otras tres variables. La sobrecarga tiene el mismo efecto que el subinflado, por tanto, si aumentamos la presión de inflado aumentamos la capacidad de carga, pero aumentamos también la debilidad ante los impactos. Al mismo tiempo la capacidad de carga disminuye con el incremento de velocidad. Acciones de mantenimiento Normalmente hay tres causas de sobrecargas que deben resolverse actuando conjuntamente con la operación: -

Cambio de la densidad de la roca especialmente en las minas metálicas.

-

Modificaciones de la caja para aumentar el volumen de la carga.

-

Desplazamientos del centro de gravedad al circular por sitios inadecuados.

Además existe otra causa que depende tan sólo de Mantenimiento como es el apareamiento correcto o no de los neumáticos gemelos. En las cubiertas de secciones mayores de 11,00 se permiten unas diferencias de 12 mm. en sus diámetros, y nunca deben emparejarse cubiertas de distinta construcción.


Laboreo III

Velocidad y longitud de recorrido Cuando las velocidades se mantienen durante un largo tiempo o recorrido, el calor generado por las flexiones pudieran constituir un serio problema, pues la disipación del calor sería difícil debido al tipo de goma y su espesor. Por esta razón, corrientemente en las tablas de cargas y presiones de los neumáticos se señalan unas velocidades máximas para las que se han previsto los neumáticos. Se acostumbra a definir los datos de los neumáticos para unas velocidades medias de 30, 10 y 5 millas / h ó 50, 17 y 8 Km/h, que equivalen a altas, medias o bajas. Se considera como "baja longitud de recorrido" cuando es menor de una milla (1,6 Km) Si se superaran las 2,5 millas (4 Km) se trataría de una "larga longitud de recorrido". Entre ambos límites podemos calificar la longitud de "moderada". Instrucciones de Mantenimiento para circuitos Respecto a la velocidad media del circuito se deben seguir aquellas recomendaciones que establecen las tablas de las limitaciones de los fabricantes de neumáticos y en relación con el aumento de la longitud, lógico en casi toda minería convencional, se debe discutir con la operación la acción a seguir que razonablemente suele pasar por un programa de ampliación de la flota de transporte o por un aumento de los servicios mina para lograr reducir la velocidad media de la flota o mejorar la rodadura. Caminos de rodadura Normalmente existen muchas pistas en una explotación que son utilizadas solo temporalmente. Por esta razón a veces no se efectúa una trazado y conservación adecuada de las mismas, ni tampoco en algunas zonas de carga, lo que se pagará con la vida de los neumáticos. Se deberá considerar imprescindible un mantenimiento y remozamiento adecuados a fin de evitar la producción de unos surcos acusados, quitar baches, eliminar piedras que sobresalgan y drenar el agua. Así, se evitarán no solo los accidentes, sino también las incomodidades en la conducción y las roturas prematuras de los neumáticos por impactos y cortes. Acciones de Mantenimiento del camino Proveer a la mina de toda la maquinaria adecuada de servicios y de mantenimiento de pistas y bancos para apartar obstáculos y nivelar con una tolerancia inferior a una pulgada (25,4 mm), lo cual exige la presencia de tractores de orugas, neumáticos y niveladoras como se ha señalado en el capítulo I.


Laboreo III

En el diseño de las pistas se deben también tener en cuenta las recomendaciones respecto a las curvas, los peraltes, las pendientes, etc. que permitiendo una velocidad adecuada evitan los deslizamientos. Otras acciones de mantenimiento Promover cursillos rutinarios de los operadores para un manejo correcto de las máquinas y eliminar los posibles vicios adquiridos por la rutina como patinajes, frenazos, descargas por reacción, etc. Introducir en las revisiones periódicas unas inspecciones que vigilen y corrijan el estado de las partes de la máquina que influyen en los neumáticos, como son: estado de ejes, alineaciones, ajuste de frenos, etc. En la revisión diaria se deben inspeccionar no solo las cubiertas sino también su entorno. Así se detectan cortes, piedras aprisionadas, roces contra partes fijas de la máquina, llantas y aros dañados y pérdidas de aceite. Vigilar el correcto almacenamiento de los neumáticos: ·

Bajo techo o con lonas impermeables.

·

Lugares oscuros y sin corrientes

·

Lugares frescos (< 27

·

Sitios limpios de aceite y grasas.

·

Lugar sin producción de ozono.

·

Posicionamiento siempre vertical.

C).

ALMACENAMIENTO DE CUBIERTAS EN EL EXTERIOR DEL ALMACEN

Cantera de granito en Finlandia

Transferencia con Rotopala 2

Transferencia con Dragalina

Transferencia con Dragalina 2

Sala de planificación y control de una mina

Mina de Reocín (Santander)

Recogida de sal evaporada

Mineria de Terrazas en Coto Cortes

Mineria de Contorno

Mina Emma, Puertollano

Lixiviación en eras

ESTRUCTURA PRINCIPAL DE UNA ROTOPALA

Dragalina en Cantera de Aridos

Draga Hidráulica en salina

Transferencia con Rotopala

Laboreoiii 1qj5j

Overview 26281t

More details 6y5l6z

Related Documents 3h463d

Laboreoiii 1qj5j

More Documents from "Jonathan Olivares Alvarez" 30652o

Laboreoiii 1qj5j

Riz Art Rosis p6m1f

4p345f

4p345f

Control Lectura Bajo La Misma Estrella 2 (1) 244g

Modulacion Qam 1h5yp