LaboreoII

UNIVERSIDAD POLITÉCNICA DE MADRID

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

CURSO DE LABOREO II Y EXPLOSIVOS

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

Abril 2002

FUNDAMENTOS DE LABOREO DE MINAS

LABOREO II Y EXPLOSIVOS

BIBLIOGRAFÍA LUIS DE LA CUADRA:

Curso de Laboreo de Minas.

G.J. YOUNG:

Elementos de Minería.

V. VIDAL:

Cursos de Explotación de Minas.

LANGEFORDS:

Voladura de rocas.

V.V. RZHEVSKY:

Opencast Mining. Unit Operations. Editorial MIR. Opencast Mining. Technology and mechanization..

HEISE-HERBST:

Compendio de Laboreo de Minas.

ROBERT N. PRYOR Y T.C. ATKINSON:

Open Pit Mining. Royal School of Mines. London.

FRITZSCHE:

Tratado de laboreo de minas.

J. LESOURNE:

Técnicas económicas y de gestión industrial. La filosofía KAIZEN

SUTULOV:

Minerals in world affairs.

PAUL A. HODGES:

Conferencias sobre minería a cielo abierto en Sud-Africa.

GEORGE.O'ARGALL:

Minerals transportation. Simposium del World Mining.

AIME-SME:

Finance for minerals industry. Surface Mining. 2th. Edition 1990. Surface Mining. 1st. Edition 1967. Economics of mineral industries. 4th edition . Mine investement analysis. Mining engineering handbook (2 tomos). Underground Mining methods handbook. Ore processing handbook. Industrial Minerals and Rocks (2 tomos). Mineral processing plant design. Elements of practical coal mining.

CATERPILLAR - FSA:

Programas informáticos EIA, MCS, MSC, FPC, LCC, EMF, RRR. Simposio sobre tendencias mineras de Tucson (Arizona). Manual de rendimientos. Edición 31 Informatizada

PROF. J.W. MARTIN:

Surface Mining Equipment. Colorado School of Mines.

DANIEL YERGIN:

La historia del petróleo. Plaza y Janes 1992.

SEREDA Y SOLOVIOV:

Perforación de pozos de petróleo y de gas Natural. Editorial MIR.

JEAN NOEL GIRAUD:

Geopolitique des resources minieres. Ecole des Mines de París

ENRIQUE AZCARATE:

Introducción a la metodología de investigación minera. I.G.M.E.

R. LUNAR Y R. OYARZUN:

Yacimientos minerales. Editorial CERA. 1991

CLUB DE ROMA:

The limits to growth.

FUNDAMENTOS DE LABOREO DE MINAS FERNANDO PLÁ et al:


Minería a cielo abierto. Su presente y su futuro. Gijón 1967 Apuntes de Minería a Cielo Abierto. Cursos de postgrado y doctorado. Fundación Gómez Pardo. Manual de Perforación y Voladura. I.G.M.E-E.P.M. Diseño de Pistas Mineras. I.G.M.E.-E.P.M. Factores Geomecánicos en el Arranque. I.G.M.E.-E.P.M. Minería Química (con Llorente y Martínez Nieto) I.T.G.E.-E.P.M.

I.T.G.E.

Manual de arranque, carga y transporte en MCA. E.P.M. Manual de seguridad en explotaciones a cielo abierto. E.P.M. Granitos de España.. Mármoles de España. Pizarras de España. Directorio de la minería española.

FRANCISCO ROMAN:

Anuario de la Asociación nacional del plomo. Años 1990-1992

F. APARICIO IZQUIERDO:

Selección y formación del profesorado en EDUTEC.

MINISTERIO DE INDUSTRIA

Reglamento general de normas básicas de seguridad minera.

Y ENERGÍA:

Informes de la Comisión de Seguridad Minera. Años 1985 -1990 Colección de normas de Instrucciones Técnicas Complementarias

REPSOL EXPLORACIÓN:

Reglas básicas de seguridad.

RÍO TINTO MINERA:

Reglamento interno de seguridad.

M.L. MUIR:

Reclamation of surface mined land.

ENG.& MINING JOURNAL:

Operating handbook of mineral surface mining. Alluvial Mining Book.

INGEOPRESS..

Recursos Minerales

Prof. López Jimeno et al

Manual de evaluación y Diseño de explotaciones mineras. Manual de evaluación de yacimientos minerales. Manual de Áridos. Manual de Rocas ornamentales Manual de túneles y obras subterráneas.

FUNDAMENTOS DE LABOREO DE MINAS REVISTAS MINERAS:


Industria Minera de la A N de Ingenieros de Minas de España Canteras y Explotaciones. España Rocas y Minerales. España Ingeopress. España Mining Engineering of American Institute of Mining Engineers. International Mining. USA Annales de Mines. Francia Mines et carriéres. Francia Engineering and Mining Journal. USA Mining Magazine. U.K. World Mining Equipment. USA Minerals Industry. U.K. Rocks products: USA Quarrying. Sud-Africa World Oil. USA Oil & Gas journal. USA Coal Age. USA World coal. USA Bulletin of the Institution of Mining and Metallurgy of London. U.K. Bulk solids handling. ALEMANIA Anuario del País de 1982 a 1993. ESPAÑA Alluvial Mining, EM/J Noviembre 1989. USA.

PROYECTOS FIN DE CARRERA DE LOS ALUMNOS-INGENIEROS DE LA E.T.S.I. MINAS DE LA U.P. DE MADRID: D. Miguel Fernández Pool D. Francisco Javier Querol D. José Ramón Molla D. Julio Lucini Baquerizo D. Arturo Gutiérrez del Olmo D. Manuel Jesús Jiménez D. Juan Luis Plá de la Rosa TESIS DOCTORALES D. Aristides Sotomayor D. Alejandrino Gallego D. Alfonso Gracia Plaza

FUNDAMENTOS DE LABOREO DE MINAS Direcciones mineras en Internet de consulta. Organizaciones y Asociaciones mineras •

American Institute of Mining, Metallurgical and Petroleum Engineers

•

Centre for Energy & Economic Development

•

Chamber of Mines of South Africa

•

Copper Development Association

•

Instituto de Ingenieros de Minas de Chile

•

Institution of Mining and Metallurgy

•

Society of Mining, Metallurgy and Exploration

•

CIM. Instituto de Minería del Canadá

•

Instituto de Ingenieros Civiles de España

•

Asociación de Ingenieros de Minas de España

•

Global Mining Iniciative. Www.globalmining.com

•

Bureau de Recherches Geologiques et Minieres. www.brgm.fr

Empresas Mineras •

Arco

•

Ashland Coal Inc.

•

Barrick Gold Corporation

•

Broken Hill Propietary

•

Caterpillar Inc.

•

Detroit Diesel Corporation

•

Homestake Mining Company

•

Kaiser Aluminum Corporation

•

Newmont Mining Company

•

Peabody Holding Company, Inc

•

Phelps Dodge Corporation

•

Western Mine Engineering Inc.

•

Companhia Vale do RioDoce, www.CVRD.com.br

•

RioTinto. www.Riotinto.com

•

Billiton-BHP. www.billiton,com

•

M.I.M. Holdings Ltd www.mim.com.au

FUNDAMENTOS DE LABOREO DE MINAS Gobiernos •

Mine Safety and Health Administration

•

Office of Surface Mining

•

US Environmental Protection Agency

•

US Geological Survey

•

Instituto Geológico y Minero de España. www.igme.es

•

Ministerio de Industria de Francia. www.industrie.gouv.fr

Otros •

Info-Mine

•

MineNet

•

Mining USA

•

The Northern Miner

•

World Mining Equipment

•

Quadrem.com

•

Metal Bulletin, metallbulletin.plc.uk

•

Metal Prices. Metalprices.com

•

World Oil. Www.world.oil.com

Universidades •

Colorado School of Mines

•

New Mexico Institute of Mining and Technology

•

Pennsylvania State University Department of Energy, Environmental and Mineral : Economics

•

South Dakota School of Mines and Technology

•

University of Missouri-Rolla School of Mines

•

West Virginia University Mining Extension Service

•

Universidad Politécnica de Madrid. www.upm.es

•

Escuela de Minas de Madrid. www.minas.up..es

•

Ecole de Mines de Paris. www.ensmp.fr

•

Cepade Campus virtiual UPM. www. Cepade.es

•

Royal School of Mines. www. mt.ic.ac.uk

•

Asociacion de Escuelas de Minas Iberoamericanas. www.Minas.upm.es.aiesmin.htm



CAPITULO XXV. CARACTERIZACIÓN DE LOS MACIZOS ROCOSOS Además de la clasificación de las rocas, según el origen geológico de las mismas, magmático, metamórfico y sedimentario, desde muy antiguo se han estudiado (MOHS) aquellas propiedades de diversa naturaleza que suministraban una mayor información de cara a la correcta selección de el sistema de arranque, carga y transporte más adecuado para un movimiento de rocas en la minería y las obras públicas. Pero durante la realización del proceso minero, la roca está sometida a unas importantes variaciones de carácter mecánico (impactos, corte, compactación, desplazamiento, etc.) que alteran su estado natural.

El proyectista minero debe estar 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 Geotécnicos (Véase el trabajo de "Factores geomecánicos que influyen en la selección de equipos de arranque, I.G.M.E. 1987"), 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, mientras que para la carga, transporte y apilado se requiere un conocimiento más dinámico de dichos parámetros por las 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 y el proceso impondrán en el material rocoso. Además las muestras de laboratorio serán, 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 contacto 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, se han empezado a estudiar 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.

La esencia 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, 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 y manteniendo una alta productividad y disponibilidad para lograr el deseado y necesario bajo costo operativo. De ahí que hayan surgido una gran cantidad y variedad de clasificaciones de los materiales rocosos, prácticamente una en cada país o bloque de países, con objeto de permitir tanto una comparación entre los diferentes materiales, como un principio de aproximación a la selección del sistema y equipo más apropiado para manipular el material.

CLASIFICACIÓN RUSA DE LAS ROCAS Citemos en primer lugar el sistema propuesto por el profesor Rzhevsky de la Academia de Ciencias de la URSS y basado en tres tipos de rocas básicas: Rocas compactas, rocas blandas y rocas sueltas. Para las rocas compactas utiliza un índice Pb llamado "índice de dificultad minera de la roca" que se define como: Pb = 0.005K1(Çc+Çz+Çt)+ 0.5j siendo: K1 =

Factor de fisuración de la roca

Çc =

Resistencia a la compresión

(kg/cm2)

(De 1 a 4500)

Çz =

Resistencia a la cizalladura

"

(De 0.1 a 750)

Çt =

Resistencia a la tracción

"

j =

Densidad de la roca

(ver anexo)

(De 0 a 430) 3

(kg/dm )

(De 1.2 a 4.8)

Basado en más de 500 experimentos sobre rocas compactas y por tanto excluyendo aquellos materiales que puedan considerarse como blandos o sueltos ha propuesto la siguiente clasificación:



CLASE

Índice Pb

CATEGORÍAS

DEFINICIÓN

I

1-5

1,2,3,4,5

Alteradas y débiles

II

5.1 - 10

6,7,8,9,10

Rocas fáciles

III

10.1 - 15

11,12,13,14,15

Rocas Medias

IV

15.1 - 20

16,17,18,19,20

Rocas difíciles

V

20.1 - 25

21,22,23,24,25

Rocas muy difíciles

Raramente aparecen unas rocas con un Pb > de 25 y en general Pb es fácil de determinar con un error de un 5% perfectamente admisible en la determinación ingenieril para una correcta selección del método y de la maquinaria mineros y del sistema de mecanización más práctico. El índice Pb es más válido para el conjunto del sistema que para los índices particulares de perforación, voladura, de excavación y transporte para las unidades operativas.

Para los materiales rocosos más blandos el profesor Rzhevsky los subdivide en: Rocas densas con una resistencia a la compresión entre 50 y 200 kg/cm2, que podrán ser arrancadas directamente por la maquinaria minera aplicando unas fuerzas de excavación suficientes, con unos ángulos internos de fricción entre 16º-35º y una cohesión del orden de 5-40 kg/ cm2. Incluye algunos materiales como yeso, arcillas duras, pizarras jóvenes, los carbones bituminosos, etc. Rocas blandas con una resistencia a la compresión entre 10 y 50 kg/cm2. ángulo de fricción entre 14º y 23º y la cohesión del orden de 0,5 a 10 kg/cm 2, que son fácilmente operables con maquinaria minera por arranque directo. Tipo lignitos, ciertos fosfatos, arenas, bauxitas. Rocas sueltas, como las arenas homogéneas, que requieren muy pequeños esfuerzos de excavación ya que no existirá una cohesión o esta será menor de 0.5 kg/cm2 y un ángulo interno de fricción entre 19º-37º. Graveras, turberas, arenas silíceas, tierras y suelos. Rocas heterogéneas que incluyen las rocas blandas débilmente consolidadas de granos, más o menos gruesos, de origen calizo o silíceo con distribución granulométrica aleatoria. Una típica roca de este grupo son los depósitos hidráulicos de arenas y gravas en el borde o fondo de valles o ríos.

Un último grupo de las clasificaciones soviéticas son las rocas heladas a temperaturas menores de 0º en las que parte del agua contenida está en forma de hielo consolidando las partículas de roca o tierra. Corresponde al conocido Permafrost de las zonas de USA, Canadá, y la Unión Soviética. En ellas la resistencia a la compresión aumentará a medida que la temperatura será más baja, llegando a alcanzar los valores de las rocas duras.



Valor de K1 para determinar el índice de dificultad minera. ROCA

TAMAÑO MEDIO del bloque en cm

I Muy fracturadas

< 10

II Fracturada

II Medio Fracturada

IV Poco Fracturada

VALOR K1

Metamórficas y Sedimentarias, alteradas, con fuerte tectónica y el material volado.

0.1-0.2

10 - 20

Sedimentarias, metamórficas, laminadas entre 700-1000 kg/cm2.

0.3-0.4

20 - 50

Metamórficas, ígneas y magmáticas entre 1000 y 1500 kg/cm2, afectados por tectónica moderada.

0.5-0.6

50 - 70

Sedimentarias, metamorfizadas, laminadas entre 700 y 1000 kg/cm2

0,650,75

70 - 100

Metamórficas, ígneas y magmáticas afectadas por tectónica moderada entre1000 y 1500kg/cm2

0.750.85

Compactas con poca afección tectónica y valores entre 1000 y 1500 kg/cm2.

0.850.90

120 -150

Rocas en aureola de efusivas entre 1500 y 2000 kg/cm2

0.900.95

> 150

Metamórficas e ígneas compactas y suma de las tres resistencias superior a los 2000 Kg/cm2

0.95-1

100 - 120

V Monolíticas

ROCA TÍPICA

CLASIFICACIÓN AMERICANA. El Profesor G.J. Young en su libro "Elementos de Minería" de 1954 sugería ya la siguiente clasificación de las masas de rocas, muy práctica y utilizada durante muchos años por todos los técnicos mineros de los países de influencia sajona. GRUPO

ROCAS

DEFINICIÓN

1

Muy duras

Macizos compactos sin planos de debilidad, cristalinos o muy bien cementados como son la mayoría de las rocas ígneas y algunas de las metamórficas.

2

Duras

Macizos con planos paralelos de discontinuidad, más débiles en la dirección de esos planos y más resistentes normalmente a ellos. Como por ejemplo, areniscas, calizas e ígneas laminadas.

3

Medias

Macizos con 2 o más planos paralelos de discontinuidad por causas tectónicas o estructurales como, pizarras, calizas miocenas, antracitas y fosforitas.

4

Blandas

Masas de rocas incoherentes, compuestas de fragmentos gruesos y finos más o menos unidos entre si como, arenas, brechas, conglomerados carbones y los casos de antiguos vertederos mineros.

5

Tierras y suelos

Masas de materiales plásticos y semiplásticos que se deforman fácilmente bajo presión y que tienden a compensar la presión rellenando los huecos. El índice de plasticidad viene determinado por el contenido de agua y la proporción de arcillas como los casos de, lignitos, turbas, residuos mineros de tratamiento, cobertera vegetal.



CLASIFICACIÓN EUROPEA. Por otra parte y más recientemente el Profesor Rocha de la Universidad de Lisboa propuso una clasificación actualizada y cuantificada que resulta más práctica y útil y que fue aceptada en el Congreso Internacional de Mecánica de Rocas para la determinación de la clase o tipo de roca en función de un solo parámetro como es la resistencia a la compresión simple y que intenta abarcar las anteriores y variadas clasificaciones en una más internacional y sencilla. Es la más utilizada por los cursos de minería a cielo abierto en la Escuela de Minas de Madrid desde hace 15 años. CLASIFICACIÓN DE ROCHA TIPO

DEFINICIÓN

RESISTENCIA A LA COMPRESIÓN SIMPLE (MN/M2)

EJEMPLOS

I

Muy dura

> 200

Granitos duros de grano fino, dioritas, taconitas y cuarcitas.

II

Dura

60 -150

Pórfidos, basaltos, andesitas, gabros, skarns.

III

Media

20 - 60

Calizas, pizarras, areniscas, dolomías,

IV

Blanda

6 - 20

Yesos, carbones, bauxitas, lignitos negros, pizarras y calizas blandas.

V

Tierras

0.2 - 6

Lignitos pardos, arenas, gravas, antiguos vertederos de residuos mineros, caolines.

VI

Suelos

< 0.2

Arcillas, limos, fondos de ríos y lagos, turberas y residuos de tratamientos.



CAPITULO XXVI. SELECCIÓN DE LOS EQUIPOS MINEROS 1.- INGENIERÍA MINERA Dentro del concepto de ingeniería minera, figura como una parte importante y decisiva la determinación de la maquinaria necesaria para la realización del proyecto minero. Entendemos como ingeniería minera al conjunto de operaciones y procesos que van a permitir la planificación de la ejecución del proyecto de la mina a lo largo de su vida.

.

I N G E N I E R I A

* *

+ *

+

I D

HUECO

*

*

I * * * * * * * I. * * * * * * * * * * * * * * * .

I S E Ñ

* * * * * * *

*

Preparación Apertura Banco o nivel Acceso o galería Rampa o pozo

DRENAJE Y DESAGÜE

VERTEDEROS - RESTAURACIÓN

I O

+ Altura * Anchura * Longitud . Número

+ Caudales * Bombas . Tuberías + Exteriores *

Interiores

.

MAQUINARIA

+ Tipo-Energía. Primaria y secundaria * * Capacidad y cantidad. Organización * * Especificaciones y Conjuntos * * Rendimientos y Limitaciones * . Marca y/o Fabricante

PERSONAL

+ Técnicos y supervisores * * Operadores * . Mantenimiento

De la misma forma que la empresa minera otorga cada día una mayor importancia a la fase del diseño y al moderno problema de la restauración, un enfoque mucho más pragmático es conveniente que sea enseñado a los alumnos de las escuelas de ingeniería minera en el área de la correcta selección de la maquinaria, en lugar de favorecer unas enseñanzas tan artísticas e intuitivas como han prevalecido hasta ahora, ya que la dirección por las experiencias pasadas está siendo sustituida por una dirección por objetivos valorados. Una forma práctica es la enseñanza por la técnica de Estudio de casos mineros reales. Al fin y al cabo, la selección de maquinaria es un proceso más en la toma de decisiones de las inversiones, al estar incluido dentro de los apartados de capital, aunque inevitablemente conectado con el área de tecnología, ya que el verdadero objetivo de elegir una máquina es "realizar



un trabajo determinado al menor costo operativo posible" y para ello es preciso tener un buen conocimiento de las funciones, rendimientos, especificaciones, consumos energéticos, personal necesario e incluso los efectos medio-ambientales consecuentes como ruidos, gases, vibraciones, etc, de las muchas alternativas u opciones existentes. Se trata, en consecuencia, de un área de frontera entre la tecnología y la financiación y, por tanto el ingeniero, debe ser consciente de las limitaciones de los recursos económicos, así como de las amplias posibilidades de producción y costo de cada una de las alternativas consideradas. Es una fase más de la serie de decisiones, que transforman el yacimiento en una verdadera mina económicamente explotable. Tres tópicos fundamentales son, actualmente, los criterios básicos para la selección de la maquinaria minera: -

La maquinaria prima sobre el diseño y la geometría de este se debe supeditar a aquella para lograr el menor costo y la mejor productividad, así como el trabajo más seguro.

-

A mayor inversión en una maquina suele corresponder un menor costo operativo y, viceversa, con una menor inversión se obtiene un mayor costo de operación.

-

La maquinaria debe asegurar, durante toda su vida, el suministro de mineral con la calidad deseada y con el mínimo costo posible.

Buscar un equilibrio y armonía en el diseño de la maquinaria, sin sacrificar la holgura necesaria para operar con seguridad y con eficiencia, así como no caer en el doble error de que: lo caro es lo mejor y lo más barato lo más económico, debe ser el objetivo final de una buena decisión que es tanto más difícil cuanto que son muchas las alternativas posibles y, en general, muy variadas. 2.- METODOLOGÍA DE LA SELECCIÓN DE EQUIPOS MINEROS. Básicamente el proceso metodológico que debe seguirse para tomar una decisión de selección de un equipo minero, que, si no es la óptima, si en principio debe ser la menos mala, se estructura de la forma siguiente, y siempre presidido por EL RIGOR Y LA HONESTIDAD profesional: 1º.-

Determinar y especificar las condiciones del trabajo a realizar por la máquina.

2º.-

Marcar las situaciones y condiciones de organización del trabajo (Días, relevos, horas, disponibilidad, ritmo, vida, utilización, etc).

3º.-

Diseñar, en base a los requerimientos anteriores, un esquema tentativo de trabajo o una alternativa base de valoración.

4º.-

Determinar los factores geomecánicos y técnicos del material rocoso a trabajar y señalar una opción tentativa, así como una serie de variantes que puedan alcanzar los objetivos de producción.

5º.-

Para todas las alternativas propuestas, establecer las especificaciones operativas del



trabajo para cumplir los objetivos de producción (flota o número de unidades requeridas). 6º.-

Determinar los criterios específicos para cada máquina de los rendimientos, velocidades, energía específica, consumos, costes analíticos por concepto y proceso, amortizaciones, gastos financieros y generales.

7º.-

Seleccionar la alternativa que mejor satisfaga aquellos requerimientos de un menor costo a lo largo de la vida de la máquina y con unos plazos de entrega y de su montaje ajustados a las necesidades del proyecto.

8º.-

Determinar el fabricante o la marca, con el concurso del jefe o director de compras, generalmente por medio de un concurso cerrado de suministro y montaje.

En realidad el objetivo final es tomar una decisión de futuro, lo que implica un costo y un riesgo, que deben ser debidamente valorados en tiempo (disponibilidad) y dinero (costo total). Para ello, a veces, es preciso evaluar, no sólo los aspectos cuantificables, sino también otros valores subjetivos como, la seriedad del fabricante, el servicio post-venta, la previsión de obsolescencia, la facilidad de mantenimiento, el grado de aceptación por los futuros operadores, su movilidad, la intercambiabilidad de los conjuntos, etc., que en alguna manera simple deben ser cuantificados para tomar la decisión con mejor puntuación. Normalmente, un método de valoración, muy utilizado en la selección de alternativas, es el de "Análisis de Decisiones por Objetivos Ponderados", que consiste en fijar unos criterios específicos a los que se les asigna un cierto peso relativo en función de la importancia prevista. Para cada una de las alternativas o de las máquinas consideradas se aplican, a continuación, unas calificaciones parciales o probabilidades de cumplir cada objetivo, calculándose posteriormente la utilidad relativa de cada criterio multiplicando o valorando hasta el máximo valor concedido al peso del valor concedido por el peso otorgado y llegándose, con ello, a una puntuación total para cada alternativa con la suma de las relativas o la ponderación de las diferentes notas según un peso acordado (METODO KOEPNER-TREGOE). Entre los criterios pueden figurar algunos aspectos menos cuantificables, siendo una buena práctica la valoración y ponderación en equipo o en grupo de técnicos, comerciales y financieros mejor que la decisión individual. Se exponen dos formas de resolver la selección de unas ofertas de volquetes de gran capacidad en función de unos parametros prefijados y discutibles.

Reparto de votos = Cada miembro del equipo evalúa un 10 % y lo multiplica por el peso de considerado, y al final suma para cada alternativa. Comisión =10 miembros (5 expertos mineros locales) (3 expertos mecánicos) (2 expertos de planificación) CUT-OFF técnico = 50 Puntos, que eliminan a la alternativa, que no lo supera. CUT-OFF de entrevistas, visitas y presentación = 70 Puntos Nota Técnica= 0.8 x Ponderación técnica + 0.2 x Valor de la presentación Valor de la oferta económica = Oferta más económica / Oferta de la alternativa Nota final = 0.8 x Nota técnica + 0.2 x Valor de la oferta económica

cada parámetro



EJEMPLO DE LA APLICACION DEL MÉTODO DE KOEPNER TREGOE POR VALORES MÁXIMOS

PARAMETROS

PESO

A

B

C

D

TEREX

TITAN

CAT

UNIT-RIG

VALOR

VALORACION 1.- Experiencia de la empresa

15

2.- Caracteristicas del equipo

15

14

40 8

6

7

7

8

2.2.- Caracteristicas de la trasmisión

4

4

4

3

4

2.3.- Peso

4

3

3

2

4

2.4.- Cubiertas

7

4

5

7

6

2.5.- Diagnóstico de mantenimiento

8

5

5

6

5

2.5.- Capacidad SAE en m3

2

2

2

2

2

2.7.- Espesor de la chapa

2

1

1

2

1

2.8.- Coste de personal

5

3

4

5

4

40

28

31

34

34

3.1.- Altura

10

7

7

8

8

3.2.- Anchura

10

8

7

6

10

3.3.- Longitud

5

4

3

5

4

3.-Caracteristicas geométricas

30

3.4.- Capacidad del habitaculo

5

3

3

5

4

30

22

20

24

26

4.1.- Nº volquetes mundo

5

4

2

5

4

4.2.- Nº volquetes pais

5

3

1

5

4

SUBTOTAL 4.- Experiencia en otras

15

4.3.- Nº volquetes cuenca SUBTOTAL

Ponderación Técnica

ENTREVISTAS, VISITAS

3

2.1.- Potencia del motor

SUBTOTAL

operaciones mineras

12

5

2

1

5

4

15

9

4

15

12

100

71

58

88

86

100

68

45

90

80

100

70,4

55,4

88,4

84,8

100

100

104,7

115

112,8

100

76,32

65,26

93,72

90,4

Y PRESENTACION

Nota Técnica = 0.8 * Ponderación Técnica + 0,2 * valor de la presentación PRECIO Nota Final = 0.8*Nota Técnica+ 0,2* precio minimo / precio oferta



EJEMPLO DE LA APLICACION DEL MÉTODO DE KOEPNER TREGOE POR VALORES MULTIPLICADOS POR LA PUNTUACIÓN CONCEDIDA POR EL EQUIPO

A PESO PARAMETROS DE VALORACION 1.- Experiencia de la empresa

B

C

TITAN

puntos

D

puntos

TEREX

puntos

CAT

puntos UNIT-RIG

7

105

4

60

9

135

8

120

VALOR 15

2.- Caracteristicas del equipo

40

2.1.- Potencia del motor

8

7

56

7

56

8

64

9

72

2.2.-Caracteristicas trasmisión

4

7

28

7

28

6

24

8

32

2.3.- Peso

4

7

28

7

28

8

32

8

32

2.4.- Cubiertas

7

7

49

7

49

9

63

8

56

2.5.- Diagnóstico mantenimiento

8

7

56

7

56

7

56

7

56

2.5.- Capacidad SAE en m3

2

9

18

9

18

9

18

9

18

2.7.- Espesor de la chapa

2

6

12

6

12

9

18

9

18

5

6

30

8

40

9

45

9

2.8.- Coste de personal SUBTOTAL 3.- Caracteristicas geométricas

40

27,7

28,7

32

45 32,9

30

3.1.- Altura

10

6

60

6

60

8

80

8

80

3.2.- Anchura

10

8

80

7

70

8

80

9

90

3.3.- Longitud

5

6

30

7

35

9

45

7

35

3.4.- Capacidad del habitaculo

5

6

30

6

30

9

45

8

40

SUBTOTAL 4.-Experiencia en operaciones mineras

30

20

19,5

25

24,5

15

4.1.- Número de volquetes mundo

5

8

40

4

20

9

45

6

30

4.2.- Número de volquetes l pais

5

6

30

2

10

9

45

7

35

4.3.- Número de volquetes cuenca

5

4

20

3

15

9

45

7

35

SUBTOTAL

Ponderación Técnica

ENTREVISTAS, VISITAS Y PRESENTACION

15

9

4,5

13,5

10

100

161,7

112,7

205,5

187,4

100

68

45

90

80

100

143

99

182

166

100

100

105

115

113

100

134

100

169

155

Nota Técnica =0.8 * Ponderación Técnica + 0,2 * valor de la presentación

PRECIO Nota Final = 0.8 * Nota Técnica + 0,2* precio minimo / precio oferta



3.- CRITERIOS ESPECIFICOS DE VALORACION Los criterios específicos a los que se deben otorgar una ponderación y una posterior valoración se subdividen en: -

Criterios de Rendimiento.

-

Criterios de Diseño.

-

Criterios de Servicio.

-

Criterios Económicos.

Criterios de rendimientos Estos criterios, están directamente ligados a la productividad, y deben incluir conocimiento o cálculos como los siguientes: -

Capacidad de producción individual o combinada.

-

Fuerzas de excavación y transporte. Energía específica.

-

Alcance y perfil del camino.

-

Altura de excavación.

-

Altura de vertido o descarga.

-

Alcance máximo o medio.

-

Presión sobre el terreno.

-

Velocidades de desplazamiento y giro.

-

Aceleraciones y frenados.

-

Limitaciones y capacidades para remontar pendientes y trabajar en desnivel.

-

Esfuerzos de tracción, resistencia a la rodadura, etc.

-

Limitaciones metereológicas.

Criterios de diseño El segundo grupo debe incluir aquellos criterios que puedan mostrar una visión crítica de la calidad y efectividad del diseño geométrico y mecánico de la máquina o del sistema, tales como los siguientes: -

Potencia total.

-

Vida de servicio útil.

-

Dimensiones.

-

Robustez.

-

Estabilidad y altura sobre el suelo.

-

Configuración básica (geometría, complejidad, construcción modular, accesibilidad de órganos).

-

Componentes (Intercambiabilidad de los conjuntos, vida de



los componentes críticos) -

Plazo de construcción y montaje.

-

Apariencia o imagen.

-

Armonía y equilibrio con otros equipos del sistema.

-

Facilidad de mantenimiento y reparaciones.

-

Limitaciones por altitud, temperatura o vientos.

-

Limitaciones geométricas por el circuito.

-

Niveles de ruido, polvo y gases.

-

Esfuerzo y habilidad requeridos al operador.

-

Seguridad y visibilidad del operador.

-

Potencia y características del sistema de trasmisión mecánico, eléctrico, hidráulico.

-

Capacidad de respuesta ante emergencias.

-

Fuente y costo de la energía primaria.Actual y futuro.

-

Sistema de control y de diagnóstico en cabina.

-

Protecciones de los elementos críticos.

-

Equipos extintores o de protección de incendios.

-

Accesorios y equipos opcionales.

Criterios de servicio Los criterios de servicio que deben tenerse en cuenta serán aquellos factores necesarios para lograr el buen ritmo y continuidad de una buena operación: -

Maquinaria auxiliar requerida.

-

Repuestos mínimos en almacén.

-

Frecuencia de mantenimiento y repostado.

-

Mantenimiento en campo o taller.

-

Adiestramiento o cualificación del personal de operación y mantenimiento.

-

Dotación de herramental en campo o taller.

-

Porcentaje del mantenimiento exterior y extranjero.

-

Engrase centralizado y automatizado.

-

Aire acondicionado y presurizado.

-

Instalaciones auxiliares complementarias. Red eléctrica y transformadores.

-

Tipo y suministro de energia.

-

Normalización y nacionalización de componentes de uso más frecuente, para lograr un suministro más seguro y barato.

-

Apoyo y calidad del servicio de asistencia por los fabricantes y/o sus distribuidores

-

Tiempo de suministro de repuestos principales. Garantias.



Criterios economicos Por último, los criterios económicos deben incluir: -

El precio de adquisición, el posible valor residual y las condiciones de pago aplazado y las moratorias.Todo ello para:

-

-

La maquinaria Básica.

-

Los accesorios y complementos.

-

El transporte desde la fábrica a la mina.

-

Contrapesos.

-

El montaje y la puesta en servicio.

-

Revalorización en el tiempo. Factor de obsolescencia.

Los costes de propiedad, amortización, intereses, seguros e impuestos. Ayudas y subvenciones. Descuentos y comisiones. Los aranceles.

-

Los costes de operación: -

mano de obra,

-

energía,

-

repuestos y materiales,

-

reparaciones y mantenimiento,

-

lubricantes,

-

Costes opcionales, formación de personal, supervisión, almacenes, repuestos.

-

Tiempos de puesta a punto y parada.

-

Comparación con las posibilidades de subcontratación por hora de trabajo o por unidad de producción.

La realización de las tablas de valorización de cada alternativa debe ser llevada a cabo en una forma, ordenada y comparativa, similar para todas las opciones. Es recomendable el uso de técnicas informáticas (Hojas de calculo) para tener unas más fáciles comparaciones entre las distintas soluciones o de las alternativas, bien individualmente para cada máquina o bien para el conjunto o la flota que compondrá el sistema minero proyectado.



CAPITULO XXVII. EL ARRANQUE POR PERFORACIÓN Y VOLADURA.

*

DEFINICIÓN DEL ARRANQUE: Se define como arranque a la fragmentación del macizo rocoso a un tamaño que pueda ser manipulado por el sistema posterior de carga y transporte.

Como se puede realizar directa o mecánicamente o bien por medio de la voladura con explosivos es preciso definir el límite del arranque mecánico, también llamado límite de ripabilidad; éste es un concepto económico que separa el punto en que el arranque mecánico o directo es, no solo posible, sino más barato que mediante el arranque por perforación y voladura. Todo material es arrancable directamente, puesto que lo es el diamante, luego no es un límite técnico, sino económico, que se debe determinar para cada tipo de material en cada zona de roca diferenciada dentro de la cuenca minera.

Los condicionantes del arranque por voladura son: LA ROCA

=

El fin

LA GEOMETRÍA =

La perforación del barreno

EL EXPLOSIVO =

El medio

1. LA ROCA. La clasificación europea de las rocas estudiada en el capitulo anterior, establece que el sistema de perforación y voladura es el más económico para aquellas rocas de resistencia superior a los 400 kg/cm2 en la MCA; en el caso de las obras públicas este limite puede elevarse hasta unos 600 kg/cm2 al ser menores los volúmenes y más variables las condiciones. Probablemente en la excavación de los túneles por escudo o topo se pueden alcanzar, hoy en día, uno límite o valor económico del orden de 1 000 Kg/cm2. Desde el punto de vista del arranque los tres últimos tipos son claramente arrancables por medios mecánicos y si en ellas tenemos que perforar puede ser para pilotar o empernar las fundaciones de ciertas obras civiles, pero no para un arranque minero. En el tipo III de roca mediana encontramos la dificultad de fijar el límite económico de ripabilidad o de arranque directo, lo cual plantea un importante problema de indecisión que, en los casos mineros, se debe resolver casi siempre a favor de la perforación y voladura. "En caso de duda vuela" Los tipos I y II son claramente arrancables por medio de voladuras con explosivos y así se estima para el próximo futuro inmediato. La única diferencia entre ambas clases está en la mayor facilidad de perforación y dificultad en volar del tipo V al contrario del tipo V. en la que es mayor problema perforar que el volar.



2. LA PERFORACIÓN. Tiene como misión minera principal conseguir una adecuada distribución geométrica de la energía del explosivo en el macizo a volar. Además de la función normal de perforar para volar, pueden ejecutarse otras funciones con la perforadora como son: -

Testificar el polvo para el análisis de leyes.

-

Empernar para la colocación de cables tensores.

-

Drenar un flujo de líquido en el talud.

-

Explotar un flujo de agua.

-

Pilotar para cimentar las fundaciones civiles.

La perforadora es una máquina o un sistema de penetración en un macizo rocoso constituido por cuatro elementos básicos:

MAQUINA + BARRA + BOCA + BARRIDO

La máquina más la transmisión más la boca sirven para penetrar y el fluido para extraer el detritus del avance. La máquina transforma la energía primaria en una fuerza de impacto y en un par de rotación. La transmisión transporta, por medio del tubo o barrena, la energía transformada, a través de la longitud del barreno, hasta la boca que establece el contacto con la roca. El útil, broca o boca concentra la mayor parte de la energía en unos puntos fijos y concretos de la boca, llamados dientes, sobre la superficie de la roca, para lograr trocearla en unas pequeñas esquirlas o detritus de la perforación. El fluido debe lograr la extracción o salida de los trozos de roca fragmentados en el fondo del barreno y transportarlos fuera del mismo y así mismo debe contribuir a refrigerar la boca del calor generado por el trabajo de penetración.

Una primera clasificación de las máquinas de perforación puede hacerse en función de algunas características como las siguientes:


Máquina

Transmisión

Boca o útil

Fluido

Por su tamaño

Por su montaje

Por su energía


+ Martillo en cabeza * Martillo en fondo DTH . Hidráulica + Trépano . Tricono

+ Percutiva * * Rotativa * . Térmica

*

Jet Piercing o soplete

+ Barra normal * Barra helicoidal . Tubo ó barra - tubo

+ Percusión . * . Tricono

+ Trépano o trialeta T botones

I bisel I acero . widia

+ Aire Comprimido * Agua con o sin lodos . Mixto + Pequeña * Mediana . Grande -

menor de 3" (75 mm.) entre 3" y 6" (75 a 150 mm.) mayor de 6" (150 mm.)

+ * * .

Independiente Semiautónomo SobreOrugas Sobre Camión

+ * * * .

Aire comprimido. Hidráulica. Eléctrica. Diesel. Mixta.

Por su aplicación

-

sin propio generador dependiente de compresor o red más mineras y fijas más obras públicas o contratas Alta o media presión Bombas y motores de aceite Motores y transmisiones eléctricas. Motor principal y de traslación. Combinando algunas de las anteriores.

+ Minería subterránea * Minería a cielo abierto . Explotación de fluidos



Equipos de perforación subterránea. La perforación para la producción de mineral y de galerías en realce por subniveles, embudos verticales y hundimiento por subniveles es una tarea distinta y muy especializada en cada caso. Los barrenos están dirigidos en ángulos predeterminados de la galería o el tajo, cada barreno debe tener una longitud determinada. La geometría de perforación determina el diseño y la capacidad del equipo de perforación, que debe mantener la deslizadera y la perforadora firmemente en la dirección deseada.

Se usan unas perforadoras especiales con accionamientos hidráulicos para barrenos largos en el equipo de perforación junto con barras de extensión. Se usan martillos de fondo para la perforación de barrenos muy largos de diámetro grande (4-6,5"). La exactitud de perforación es de suma importancia para los resultados exitosos de la voladura con barrenos largos. La exactitud se puede incorporar en cierto grado en los equipos de perforación, pero depende, de forma importante de la habilidad del operario. No se puede eliminar por completo la desviación de barrenos, por esto se debe incorporar siempre un margen de seguridad en el esquema de voladura. Algunos jumbos actuales incorporan equipos Láser de posicionamiento en la galería o

JUMBO MÓVIL PARA PERFORACIÓN EN AVANCE DE GALERÍAS

*

tajo con unos microordenadores que llevan programas con los esquemas de tiro de los barrenos. Las barras de extensión se manejan normalmente por el operario del equipo de perforación. El operador de un equipo de perforación de barrenos largos se encuentra expuesto a agua de barrido y detritus. EI dispositivo mecánico de manejo de las barras es, por esto, un accesorio conveniente en el equipo moderno para la perforación de barrenos largos de interior, que llegan a unos niveles de automatización que no requiere la presencia del operador.



PERFORACIÓN CON JUMBO DE BARRENOS VERTICALES Y CON CONTROL DE BARRAS MECANIZADOS * *

Equipos de perforación a cielo abierto

*

El uso cada vez más extendido de las perforadoras rotativas de gran diámetro ha hecho estas máquinas las más habituales en la minería a cielo abierto a partir de las 7 7/8" (175 mm) y con transmisión de la potencia por energía eléctrica de alta tensión, empleando la corriente continua para la rotación del motor principal y la alterna para el compresor de baja presión (40-50 psi), y con accionamiento por bombas hidráulicas de los movimientos de traslación por orugas planas, con una torre de perforación tabular con altura suficiente para perforar el banco con una sola pasada de la barra, que en general es un tubo de un diámetro ligeramente inferior a la boca de perforación para lograr la velocidad anular del fluido suficiente.

La tendencia actual es hacia el uso de bocas de perforación superiores a las 10" (250 mm) habiéndose llegado a utilizar triconos de widia de unas 15" (375 mm). La sarta de perforación está constituida no solo por la boca y la barra, sino también por el acoplamiento o swivel y por el estabilizador o centrador del sistema para reducir las desviaciones en los barrenos largos y algunas veces inclinados. Para las obras públicas o canteras de menor importancia es normal utilizar la traslación sobre camiones con trasmisiones independientes y siempre con menor diámetro de perforación que en el caso de las perforadoras eléctricas de las grandes minas a cielo abierto

También para canteras y obras civiles de menor producción y mayor movilidad, así como con una menor preparación de la superficie del banco a perforar se emplean los llamados carros perforadores con accionamiento Diesel tanto de las bombas hidráulicas que ac cionan los movimientos principales, como del compresor que da el aire comprimido a presión normal (100 psi)



para el accionamiento en cabeza como a presión alta (250 psi o más) para el caso de los martillos en fondo.

MÁQUINAS DE PERFORACIÓN PEQUEÑAS

*



ESQUEMA DETALLADO DE UNA PERFORADORA ROTATIVA ELÉCTRICA

SARTA DE PERFORACIÓN CON TRICONO

*



3. LOS EXPLOSIVOS. Son el resultado de una mezcla de sustancias combustibles y oxidantes que iniciadas debidamente dan lugar a una reacción química muy rápida y exotérmica, la cual libera una energía cinética que se transmiti por mecánica ondulatoria al medio rocoso adyacente. Ejemplo de la nagolita

3NH4NO3 + CH2 -----------> 2H2O + CO2 + 3N2 + 940 cal/kg. oxidante + combustible

gases

+ Energia

La técnica de detonación se desarrolla en tres tiempos: Detonación ---------> Impacto Reflexión ----------> Tensión Explosión ----------> Reflexión

Los explosivos tienen realmente una baja energía y una enorme potencia por desarrollarse la reacción en un tiempo extremadamente pequeño (en milisegundos).

POTENCIA=

ENERGIA = 1000 kcal/kg TIEMPO 5ms

=200Mcal/kg/seg*837MW/kg

de donde se puede deducir que, en principio, es un proceso enormemente ineficiente, que actualmente trata de mejorar su rendimiento a través del uso de explosivos de menor potencia.

Tipos de explosivos. Como ya se ha estudiado en otro parte del curso y puede comprobarse en el Manual de Perforación y Voladura editado por el IGME, la clasificación practica de los explosivos en la MCA es: Dinamitas con base nitroglicerina Baja densidad con base nitrato amónico. Papillas o slurries. Emulsiones.

El 90% de la minería a cielo abierto mundial utiliza como explosivo principal la nagolita o ANFO con un 94,5 % de Nitrato Amónico y un 5,6% de gas-oil. Los otros explosivos disponibles en el mercado son la excepción minera para aquellos casos o zonas en las que se requiera una mayor



resistencia al agua o una mayor densidad de carga, para vencer una fortísima resistencia de la roca o si se deseara disponer de una muy elevada velocidad de detonación. La aplicación correcta y selección de un explosivo debe de corresponder a la ley de Hino que recomienda la equiparación de las impedancias: Impedancia de la roca = Impedancia del explosivo. Velocidad sísmica de la roca X Densidad de la roca = Velocidad de detonación del explosivo X Densidad del explosivo.

4. LA VOLADURA. Es la fragmentación de un macizo rocoso a través de la liberación de la energía química contenida en un explosivo, en un lugar y en una cantidad adecuados, limitando tanto el costo, como la fragmentación, la proyección, las vibraciones y el ruido. Por tanto la distribución espacial del explosivo en el interior del macizo rocoso a fragmentar es fundamental para conseguir los objetivos señalados.

Además de la utilización del explosivo adecuado para la consecución de los fines señalados en la operación y organización de una voladura se requieren algunos accesorios para su correcta realización, que nos permitirán la mecanización de una operación minera que debe partir del principio organizativo de mayores voladuras y menos veces. Si es posible tan solo una voladura a la semana en lugar de volar todos los dias

5. ACCESORIOS PARA LA UTILIZACIÓN DE LOS EXPLOSIVOS EN LA VOLADURA. + Eléctricos * Mecha . NONEL *

* Detonadores

* Explosores y comprobadores * Cordón Detonante * Cebos e iniciadores

* Sistema de carga

*

+ Manual * * Semiautomática * . Automática

+ sacos * . cartuchos

- Cargadora - Camión mezclador



6. CÁLCULO DE VOLADURAS EN BANCOS DE MINERÍA A CIELO ABIERTO O DE INTERIOR 1) Determinación de los parámetros geométricos Existen una gran variedad de formulas,desde hace dos siglos, a partir de la inicial de Blondell, artillero de Napoleón, que ya fijo la constante de la carga especifica como relación entre la carga total del explosivo y el volumen de roca a volar.

Las fórmulas más conocidas y utilizadas en la MCA son las siguientes: LANGEFORDS: estableció la función existente entre la carga Q y la piedra V: Q = K2 V2 + K3 V3 + K4 V4 Para De< 100 mm. Q = 0, 028 * V2 + 0,4 * c * V3 De V = 33

En casos muy prácticos se utilizará : V = 36 * De para los

P* s E c*f * V

diámetros menores de 100 mm.

E

E

T

H V

S

GEOMETRÍA DE TIRO EN BANCO

GEOMETRÍA VOLADURA EN GALERÍA

LIVINGSTONE: En base a su teoría del crater y de un modo simplista y práctico basado en la realización de ensayos de campo o en el resultado de muchas voladuras de prueba recomienda: V = K * De fórmula en la que K es un parametro que oscila entre 36 como valor para los diámetros pequeños y 30 para los diámetros grandes. Siendo De el diámetro del explosivo a utilizar, que coincidirá con el diametro del barreno en el caso de utilizarse un explosivo a granel.



ASH - PEARSE: Ha sistematizado, a través de una labor estadística, los parámetros geométricos en una tabla que los define con las unidades en pies.

PARAMETRO GEOMETRICO Piedra Subperforación Profundidad del barreno Retacado

*

Separación entre barrenos

FORMULA

VARIACION DE K

V = Kb * De/12

Kb entre 7,7 y 10,8

S = Ks * V

Ks entre 0,2 y 0,4

H = Kh * V (*)

Kh entre 1,5 y 4,0

T = Kt * V

K t entre 0,7 y 1,0

E = Ke * V

Ke entre 1,0 y 1,25

(*) Altura crítica H = 2V La nueva teoría sueca permite llevar Ke hasta 4 - 8, pero manteniendo V*E. = cte.

2) Determinación de la carga específica: Estadísticamente y en las condiciones normales de los bancos de minería a cielo abierto podrá establecerse inicialmente que: q = 350 grs/m3 (1± 0.25) equivalente a unos 130 grs/t (1 ± 0.25) de ANFO como carga de explosivo que puede oscilar en un rango::

para rocas medias

- 270 grs/m3 = 100 grs/t

"

"

duras

- 350 " "

= 130 " "

"

"

muy duras

- 435 " "

= 160 " "

De la carga específica, al menos un 80% deberá ser en base al uso de Nagolita por su costo más económico, tratando de llevarlo al 95% si las condiciones de humedad y altura de banco lo permiten. Esta recomendación debe posteriormente ajustarse en cada mina para tratar de optimizar el resultado final por costes, vibraciones y fragmentación.

Para la realización de prevoladuras puede llevarse el consumo a un nivel del 50% la carga específica, siendo aún menor en las voladuras especiales de precorte o demolición, pero siendo muy importante la geometría detallada del reparto de la carga en el macizo a cortar o demoler.



COSTE DEL ARRANQUE CON PERFORACIÓN Y VOLADURA Adjuntamos unos gráficos para varios casos correspondientes a los costes por separado de la perforación y la voladura en bancos de cielo abierto con distintos diámetros y para diferentes tipos de rocas en los que resulta facil comprobar que el coste del arranque disminuye con el mayor diametro y que aumenta al tener las rocas unas características más resistentes.

COSTE TOTAL

ROCA DURA

ROCA MEDIA ROCA BLANDA

DIAMETRO DIAMETRO

COSTE DE PERFORACION

DIAMETRO

COSTE DE VOLADURA ROCA DURA

ROCA MEDIA ROCA BLANDA

DIAMETRO

COSTES DE ARRANQUE CON PERFORACIÓN Y VOLADURA



CAPITULO XXVIII. MAQUINARIA O SISTEMAS DE ARRANQUE DIRECTO En el Cuadro adjunto se relacionan los distintos equipos utilizables en las operaciones de arranque, tanto en la Minería a cielo abierto como en las obras civiles similares. CLASIFICACIÓN DE LOS EQUIPOS DE ARRANQUE EN MINERÍA MÉTODO DE ARRANQUE

DIRECTO

DIRECTO

INDIRECTO

SISTEMA DE OPERACIÓN

CONTINUO

DISCONTINUO

DISCONTINUO

Rotopalas

Tractor de ripado

Perforación

Minadores verticales

Excavadora de cables

Voladura

Minadores horizontales

Excavadora hidráulica

Dragas de cangilones

Pala cargadora

Rozadora móvil

Dragalina

Monitor hidráulico

Mototrailla

Cortadoras de rocas ornamentales

Grúas almejeras y Torres

EQUIPOS

Como puede observarse, existen una gran variedad de equipos para realizar el arranque de las rocas y cada uno de ellos lo efectua de un modo distinto, por lo que es imprescindible una caracterización previa de los macizos rocosos, cualitativa y cuantitativamente, así como un conocimiento exacto de la forma de trabajar de cada máquina para efectuar una selección inicial.

CLASIFICACION DE LOS METODOS DE ARRANQUE DIRECTO (ADLER 1986)



Adler (1986) clasificó las técnicas de arranque directo en cuatro grupos, que se pueden observar en el cuadro adjunto, atendiendo a: -

la resistencia de las rocas.

-

los movimientos principales de las herramientas de fragmentación en el frente de trabajo

-

empuje que ejercerán las máquinas sobre estas para penetrar en la roca.

En cuanto a los movimientos pueden ser: -

circulares y en el mismo frente de arranque, como ocurre con los topos en los túneles;

-

perpendiculares y circulares, como sucede en las excavaciones con minadores

-

perpendiculares y curvilíneos, cuando se trabaja con una excavadora de cables o con las rotopalas,

-

perpendiculares-rectilíneos cuando se opera con una draga o con una mototraílla.

Por otro lado, los mecanismos de rotura de la roca dependen de: -

las características resistentes de estas,

-

las discontinuidades o planos de debilidad de los macizos,

-

los esfuerzos de la excavación que ejercerán las máquinas o útiles.

En la figura adjunta puede observarse como trabaja un útil en las diferentes formaciones cuando éste penetra en las mismas:

- En las rocas duras y quebradizas son las tensiones de compresión y de cizallamiento que se generan las que dan lugar al proceso de separación de los fragmentos;

- En los materiales plásticos y en los dúctiles se produce una acción de corte por el efecto de cuña y en rocas de características intermedias el arranque se consigue por la concentración de tensiones en planos o superficies de menor resistencia.

MECANISMOS DEL ARRANQUE DE UN ÚTIL DE CORTE SOBRE UNA ROCA



Entre todas esas formas de excavación existen casos intermedios complejos, que combinan diversos mecanismos, y otros aspectos como pueden ser la formación de las esquirlas durante la perforación rotopercutiva o el ripado o escarificado con tractor en terrenos muy diaclasados o fracturados, según se observa en la figura y que lo mismo puede representar el diente de un riper, como el diente de una boca de perforación rotativa o la acción del labio de la cuba de una rotopala o los dientes de una rozadora o borer.

A continuación se describen brevemente los principales equipos de arranque directo que se utilizan en la minería a cielo abierto y que tienen sus equivalentes en pequeñas dimensiones para la minería de interior de sales, carbones y materiales blandos.

MAQUINARIA O SISTEMAS CONTINUOS DE ARRANQUE DIRECTO A. Rotopalas o máquinas de arranque por rodetes

*

*

*

Las rotopalas o excavadoras de rodete, son unos equipos dotados de un dispositivo circular de tipo noria, cuyos cangilones realizan las funciones de arranque y carga. El material fragmentado se vierte sobre un sistema de tolvas y cintas que los transporta a su destino final.

Estos equipos comenzaron a utilizarse en Alemania, a principios de siglo, sobre unos materiales poco consolidados, dando su nombre en minería a cielo abierto al denominado Sistema Alemán.

La operación de arranque se realiza por la acción de corte de cada uno de los cangilones a través de los dientes o de los labios de la cuba del rodete en el curso de su movimiento circular ascendente o descendente apoyándolo en el frente de trabajo. Una vez que el cangilón alcanza la cota superior del rodete o de la terraza, se realiza automáticamente la descarga sobre una tolva-cinta transportadora paralela al mismo, hasta el eje de giro de la rotopala, trasfiriéndose a continuación sobre un sistema de cintas intermedias o directamente sobre un carro tolva o sistema general de transporte y vertido. La fuente de energía primaria es eléctrica, aunque recientemente, y en algunos de los modelos de capacidad pequeña y media, puede ser también Diesel y con los accionamientos secundarios hidráulicos. Las tensiones eléctricas de trabajo superan normalmente los 5 000 V. Actualmente existen equipos con una capacidad de arranque teórica de hasta 240 000 m3 b/día, siendo los normales más pequeños. El campo de aplicación de las excavadoras de rodete de cierta capacidad, es, por sus dimensiones y altos costes de inversión, muy específico. Desde un punto de vista geomecánico actualmente las rotopalas llegan a arrancar materiales con



una resistencia al corte de unos 2.000 N/cm2.

ROTOPALA DE ARRANQUE, CARGA Y VERTIDO DIRECTO

EXCAVADORA DE RODETES PARA TRABAJO FRONTAL Y RETRO

ROTOPALA HIDRÁULICA MÓVIL Y PEQUEÑA

B. Minadores. Son equipos de arranque selectivo dotados de un cabezal cilíndrico cuya periferia realiza el arranque de la roca por la acción de una serie de herramientas de corte distribuidas sobre el mismo, bien en forma de picas, de dientes o de pequeñas cubas. Los diferentes diseños de la cabeza de arranque dan lugar a los siguientes equipos, existentes en el mercado actual, y cuya aplicación fundamental es en la minería subterránea de rocas blandas como fosfatos, sales evaporíticas o carbones, aun cuando su aplicación a la minería a cielo abierto es objeto de



investigaciones y desarrollos o ensayos. Así mismo es una técnica de arranque con grandes aplicaciones en la apertura de túneles (canal de la Mancha) y de pozos en las labores de preparación de interior.

1. Minadores horizontales. Son los más usados actualmente, y se pueden denominar minadores continuos de ataque puntual. En esencia, consisten en un chasis sobre orugas provisto de un tambor o helicoide portapicas, que realiza la excavación del material mediante un rozado en profundidad variable, y con unos

MINADOR CONTINUO DE ARRANQUE INFERIOR

MINADOR CON CABEZA DE RODETE MÓVIL FRONTAL

dispositivos para la recogida, la evacuación y una posterior transferencia sobre camiones, vagones o sistemas de cintas. El accionamiento puede ser de tipo Diesel-hidráulico o eléctrico con potencias de hasta 900 KW y con una capacidad de hasta 1000 t/h. Se utilizan también para remover el material asfáltico de las carreteras para su reciclaje posterior.



TUNELADORA O BORER DE CABEZA CORTANTE Y FIJA

*

*

2. Minadores de rodete. Este equipo es un híbrido de rotopala y minador horizontal, como se puede ver en la figura. Monta en un lateral un rodete de eje horizontal, con los cangilones distribuidos en su periferia, que arrancan el material por pasadas sucesivas. El sistema de la recogida, evacuación y transferencia es similar al descrito en el equipo anterior, así como su accionamiento o transmisión de tipo dieselhidráulico y potencias de hasta 1.200 KW.

3. Minadores de cabeza móvil. Son una adaptación al cielo abierto de los minadores subterráneos más habituales y bien desarrollados en el mercado. Consisten en un chasis sobre orugas, con la posibilidad de uno o varios brazos, de orientación y alcance variable en cuyos extremos se situa el cabezal de corte. El material fragmentado desliza por gravedad sobre un sistema de carga y evacuación, con transferencia final sobre camiones, cintas o montones paralelos al frente de trabajo. Los cabezales de corte pueden girar en línea con el eje del brazo o perpendicularmente a este.

MINADOR CONTINUO EN POTASAS

*



MINADOR CON RODETE FIJO INFERIOR

Su accionamiento puede ser diesel o electro-hidráulico.

Se ha anunciado recientemente la

fabricación en España de un minador de diseño modular para su utilización en minas de Carbón para rocas de dureza media por la firma TAIM.

4. Monitor hidráulico El monitor hidráulico consiste en un cañón de agua, cuyo efecto de presión y ataque sobre el material produce su disgregación y posterior arrastre hacia unas zonas predeterminadas en donde se bombea el solifluido o pulpa.

MONITOR HIDRÁULICO DE ALTA PRESIÓN

*

Se aplica en materiales escasamente consolidados, como los que caracterizan los depósitos aluviales y los suelos de recubrimiento, o en materiales disgregados como el caolín.

El monitor consiste en un cañón orientable con un movimiento automático en los planos horizontal y vertical, dispuesto sobre patines para facilitar su traslado y conexión a una red general de suministro de agua. El cuerpo del monitor tiene un diseño curvo en S, que es capaz de absorber



o eliminar las componentes de las fuerzas de reacción, permitiendo un fácil manejo, según se puede observar en la figura. El tramo curvo es de una sola pieza fundida, sin soldaduras para reducir las pérdidas de carga y fisuras.

Los parámetros más importantes del equipo son el diámetro de la tobera y la presión de trabajo. Los valores más frecuentes corresponden a unos diámetros superiores a 75 mm, con unas presiones entre 0,6 y 1 MPa, suministradas por bombas centrífugas individuales o montadas en serie con potencias por encima de 150 kW.

D. Dragas hidráulicas.

*

La minería hidráulica desde hace cientos de años especialmente en Holanda utiliza un sistema de arranque continuo para los blandos fondos de ríos, lagos o mares en base a la utilización de unas grandes barcazas que a través de sistemas de corte por cubas, por succión o cabezas cortadoras envían el material hacia la superficie del barco en donde es tratado en la planta en el caso del mineral o transportado hacia la playa mediante tuberías o a barcazas que lo transportan hacia el depósito final.

DISPOSICIÓN GENERAL DE DRAGA CON CABEZA CORTADORA

*



En orden a obtener un corte satisfactorio la cabeza debe disponer de movimientos verticales y horizontales. Desde la cabeza cortadora hasta el barco y desde éste a la playa se utilizan bombas de sólidos que efectúan el transporte por tubos o mangueras. u utilización no es solamente en la explotación de placeres o aluviones sumergidos, sino también en muchos proyectos de construcción y obras públicas de puertos, canales y reclamación de pantanos y de presas de residuos mineros. Existen gran variedad de sistemas y de tamaños y marcas de dragas, especialmente holandesas, como la firma BOSKALIS o americanas como ELLICOT, ésta más especializada en la minería hidráulica del oro e incluso con doble cabeza cortante, una para el estéril con más y mayores cangilones y otra más pequeña, pero más potente y selectiva para el horizonte mineralizado e incluso pueden alquilarse por temporadas en el caso de las más pequeñas, que podrían servir para la reclamación o nuevo tratamiento de los residuos mineros, que en realidad han cambiado sus características iniciales de la roca origen.



CAPITULO XXIX. MAQUINARIA O SISTEMAS DISCONTINUOS DE ARRANQUE Y CARGA Dentro de la gran variedad de técnicas o sistemas para llevar a cabo el arranque y la carga por medios discontinuos y una vez establecido el procedimiento convencional de arranque, que es la voladura con explosivos, ya estudiada en los temas anteriores, debemos destacar los siguientes equipos o máquinas.

A. Tractores.

*

TRACTOR DE ORUGAS CLÁSICO

Son unos equipos de una gran versatilidad, con campos de actuación en todas las fases de la operación minera, que van desde servicios auxiliares hasta los equipos de producción en el arranque (escarificado) y en el transporte (empuje).

El sistema de traslación para las operaciones de ripado y arranque es sobre orugas, y como elementos de trabajo disponen, además de la pala de empuje, de un escarificador o riper, que es una herramienta en forma de reja de arado, situada en la parte posterior y de una hoja para el empuje de los materiales ya fragmentados.

Su accionamiento principal es por motor diesel con potencias que llegan hasta los 600 kW en varios tamaños, siendo los mayores los normales en minería a cielo abierto. Sobre el riper se ejercen dos acciones básicas, una de presión hacia abajo para penetrar en la roca y otra de traslación para desgarrarla, unidas al movimiento circular oscilante que el diseño articulado de la herramienta permite.

Muy recientemente, se ha desarrollado un nuevo riper dotado de un movimiento vibratorio, que actua como un martillo hidráulico de impactos, que hace posible bien la excavación de las rocas



de mayor dureza y resistencia o bien superar cambios de la resistencia de la roca, o mejor aumentar la producción horaria en rocas ripables.

B. Excavadoras de cables

*

DETALLE DE LOS COMPONENTES DE UNA EXCAVADORA MINERA CONVENCIONAL

*

Son los equipos mineros más antiguos y utilizados en las operaciones de carga y arranque de materiales poco consolidados o que hayan requerido una fragmentación por voladura. Han sido y son las máquinas básicas y tradicionales de las explotaciones por el método de corta en los materiales duros y muy duros y a una cierta profundidad, antiguamente para la carga de vagones de ferrocarril y modernamente para la carga de los grandes volquetes mineros. Como características generales de diseño y operación de las excavadoras destacan: -

Montaje sobre orugas

-

Giro completo de la superestructura

-

Elevación de la cuba por cables, y empuje por cable o por cremallera y piñón

FUNDAMENTOS DE LABOREO DE MINAS -


Potencia instalada de hasta 4.500 kW, con acciona miento fundamentalmente por motores eléctricos.

La descarga la realizan por apertura inferior de la puerta de la cuba sobre los volquetes o tolvas de alimentación o, en casos muy excepcionales, sobre sistemas de transporte por cinta, y en otros casos transfieren directamente al hueco los materiales, como en el caso de las grandes descubiertas de carbón. Las fuerzas de arranque se consiguen combinando las fuerzas de elevación y empuje sobre el cazo, predominando la fuerza de empuje sobre la de elevación al contrario que en la pala cargador, donde domina la elevación.

C. Excavadoras hidráulicas

EXCAVADORA HIDRÁULICA DIESEL

*

Son equipos que han alcanzado un rápido desarrollo en los últimos treinta años, aplicados inicialmente en las obras públicas como las retroexcavadoras, e introduciéndose luego en la minería con los sistemas de carga frontales y con unos tamaños en progresivo aumento. Sus características básicas son: -

Accionamiento diesel o electrohidráulico, con potencias de hasta 1.800 kW.

-

Sistemas de arranque y carga, frontal o retro.

-

Montaje sobre orugas.

-

Superestructura con giro completo y diseño compacto.

Su campo de aplicación como equipo de arranque directo, permite la realización de excavaciones de obras de drenaje, trincheras, etc., para tamaños pequeños, y los equipos mayores, con carga



frontal, pueden desempeñar funciones de arranque y carga sobre volquetes o sobre las instalaciones de trituración y transporte continuo, siendo un buen suplemento en la gran minería como sustitutivas de las excavadoras por su mayor movilidad y selectividad.

Las excavadoras hidráulicas presentan la ventaja adicional de disponer de un tercer movimiento del cazo que las dota de una mayor versatilidad y capacidad de arranque de las rocas, al penetrar en estas aprovechando los planos de debilidad, lo cual les permite una mayor selectividad para separar el mineral del estéril.

ACCIÓN DE CORTE Y ARRANQUE DE LOS DOS TIPOS DE EXCAVADORAS

D. Palas cargadoras

PALA CARGADORA ARTICULADA

*

*

Las palas cargadoras son unidades sobre neumático en general a veces con cadenas, dotadas de un cucharón en su parte delantera y articuladas en su centro de giro. Son equipos muy móviles, versátiles y utilizados en las funciones de carga y transporte fundamentalmente, tanto en las obras públicas como en la minería de cielo abierto y de interior, usando en este último caso un bajo perfil y un equipo de catación de los gases.



Las características generales de diseño son: -

Chasis articulado (en modelos de ruedas)

-

Accionamiento diesel, o diesel-eléctrico y potencias de hasta unos 1.000 KW. Actualmente han aparecido grandes modelos de unos 2000 HP, como la CAT-994

-

Cubas con capacidades entre los 2 y 20 metros cúbicos

Compiten con las excavadoras descritas en los apartados anteriores en base a su mayor rapidez, movilidad y por su gran versatilidad, aunque su capacidad de arranque o penetración es más limitada, utilizándose en las formaciones menos consolidadas o pilas de material suelto, pero en el caso de carga de material volado requieren la ayuda de un tractor empujador, para suplir su debilidad estructural para arrancar, ya que básicamente son cargadoras.

Su capacidad de arranque depende fundamentalmente de la velocidad con que se desplaza la máquina, del diseño de la cinemática del equipo de carga y de las dimensiones del cazo, todo lo cual conlleva un mayor consumo energético por unidad producida.

En general no tienen otro inconveniente que su debilidad de arranque y un mayor coste por tonelada cargada con relación a las excavadoras por su mayor consumo energético y de neumáticos, pero con la ventaja de una menor inversión de capital a costa de una menor vida. Aun cuando se introdujeron hace unos cuarenta años en la minería a cielo abierto han logrado poco a poco entrar también la minería subterránea con alguna modificación de perfil y con captación catalítica de los gases de escape, al tiempo que requieren una ventilación mayor en el tajo.

E. Dragalinas

*

Son unos equipos cuyas características básicas son su gran alcance y la posibilidad de efectuar la excavación por debajo de su nivel de emplazamiento, y constituyen, junto con las rotopalas, las máquinas mineras de mayores dimensiones existentes en la actual minería a cielo abierto.

El movimiento de traslación se consigue a través de orugas o mediante un sistema de patines desplazables, que caracterizan los dos tipos de dragalinas existentes. El accionamiento es diesel con potencias de hasta 1.500 kW para las unidades más pequeñas, montadas sobre orugas, y alta tensión eléctrica para las grandes montadas sobre patines con potencias que pueden alcanzar hasta 18.000 kW con tensiones superiores a los 5 000 V.


DRAGALINA SOBRE ZANCAS CONVENCIONAL


*

El uso de dragalinas está indicado en las operaciones donde el material arrancado es transferido directamente a unas distancias cortas, inferiores a 120 m y su profundidad alcanza, en principio, unos 2/3 de la longitud de la pluma que puede llegar, hoy en día, hasta los 150 m de alcance.

La capacidad de excavación depende no sólo de las características resistentes de la roca, sino incluso de su disposición estructural. En ocasiones el arranque se combina con unas prevoladuras de esponjamiento o de unas voladuras de máxima proyección. La capacidad de la cuba puede alcanzar los 200 m3.

F. Mototraillas. La Mototrailla es un equipo básicamente de movimiento de tierras con una capacidad para arrancar materiales blandos en capas horizontales, cargar, transportar y verter igualmente en tongadas, para los materiales, suelos o ripados cuya granulometría sea en general inferior a 20" (50 cm). Se trata por tanto de una máquina que realiza todas las fases del proceso

La unidad articulada consiste básicamente en un tractor con una gran caja inferior y con 2-3 ejes, que efectua el arranque por tongadas horizontales que van llenando la caja a través de una hoja compuerta situada en la parte inferior de la máquina a medida que el propio tiro del tractor obliga al material a introducirse en el interior de la misma.



SISTEMA DE TIRO Y EMPUJE (PUSH-PULL) DE ARRANQUE, CARGA Y TRANSPORTE CON MOTROTAILLAS DE DOBLE MOTOR * * *

Los diversos tipos existentes se caracterizan por la forma de llenar la caja y por poseer uno o dos motores (hasta 700 kW) acoplados a cada eje, y con unas cajas de carga directa o con algún mecanismo autocargable. En minería son muy populares las del tipo Push-Pull con capacidades superiores a los 40 m3 que consiguen como en el caso de Alquife unos costes de movimiento de



aluviones inferiores a los otros sistemas clásicos.

Su ámbito de trabajo minero se halla limitado a unos materiales escasamente consolidados o sometidos a una preparación previa, como el ripado o prevoladura. Son muy útiles para recuperar los terrenos tras la minería y especialmente en las obras públicas para la construcción de obras superficiales como las carreteras y los aeropuertos o bien en los desmontes iniciales de aquellas minas en donde los materiales superficiales suelen aparecer muy alterados y blandos.



CAPITULO XXX. MAQUINARIA DE TRANSPORTE MINERO Uno de los mayores problemas o retos a dominar en la minería es y será el transporte de los materiales que puede dividirse en: TRANSPORTE

+ Interno en la mina a cielo abierto e interior * 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.

ESQUEMA DE LOS DIFERENTES TRANSPORTES MINEROS

Los sistemas de transporte convencionales internos en la MCA son: Volquete minero Ferrocarril Cinta transportadora

CLASIFICACIÓN DEL TRANSPORTE La elección del sistema de transporte viene definido por los siguientes factores: Por el sistema

+ Discontinuo * Mixto . Continuo

*



Por el Tonelaje-Kilométrico anual: La unidad de medida del transporte minero es la TKU = Tonelada-kilométrica Una primera aproximación a la elección del sistema son las siguientes dimensiones: F.F.C.C. y cintas:

Para distancias y producciones mayores de 100 M.TKU/año.

Volquete

flexibilidad total según la capacidad del volquete y la flota

Por el perfil del transporte: Pendiente

+ FF.CC. * Volquete . Cinta

Por su vida

+ Camiones 5 - 10 años * Cinta 10 - 30 años . FF.CC. + 30 años

Por la distancia

T Volquete * Trenes R Cintas -

< 5% máxima < 12% " < 45% "

2% media 8% " 15% "

*

entre 200 y 3.000 m mayor de 30.000 m mayor de 4.000 m

Por su tipo de consumo energético Diesel, Eléctrico, carbón-vapor (entre 10 y 1000 gep/tku)

INCREMENTO DE LOS PRECIOS EN EL TRANSPORTE MINERO (1977-2000)

No existe una respuesta única y dogmática para la selección del sistema de transporte, que depende de las características del material y de los factores anteriores, que deben ser objeto de un estudio comparativo en cada caso y época. Una idea o ejemplo de la versatilidad del transporte lo tenemos en la explotación con cuatro sistemas distintos de transporte en Andaluza de Minas en Alquife(Granada) con mototraillas, tractores empujando a tolvas, palas y volquete y cintas, tras una trituradora, en el propio hueco de la mina.



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 energía utilizables.

SISTEMAS NO CONVENCIONALES INTERNOS Y EXTERNOS Además de los convencionales se dispone de una gran variedad de sistemas aplicables en casos no muy frecuentes pero que pueden señalar las tendencias de futuro: Mototraillas Pipe-Lines y bombas de sólidos. Hidromezclas. Skips sobre plano inclinado en talud. Palas o tractores en distancias cortas. Mixto cinta-camión con trituradora en mina

EL VOLQUETE MINERO. Historia de sus capacidades: 1935 - 15 st 1955 - 45 st * 1965 - 100 st * 1975 - 150 st 1985 - 250 st * 1995 - 300 st *

Las razones del éxito de los volquetes en la MCA está en sus principales

Ventajas

EVOLUCIÓN HISTÓRICA DEL VOLQUETE MINERO T * R

Adaptabilidad al perfil del camino Selectividad minera por unidades Infraestructura fácil

que según el desarrollo tecnológico de los motores, aceros, neumáticos y transmisiones han permitido un crecimiento espectacular de sus dimensiones y que lo han separado y caracterizado por su tamaño de los camiones utilizados en la construcción y las obras públicas cuya capacidad de transporte del volquete no suele superar las 85 st



Las partes principales y básicas de un volquete son:

PARTES PRINCIPALES DE UN VOLQUETE MINERO

*

Motores: En general son motores Diesel turbo-alimentados y se necesitan aproximadamente unos 10 HP de potencia por cada t de capacidad a transportar; para una carga de 85 st se necesita n unos 850 HP, que pueder conseguidos y transmitidos a través de las siguientes alternativas: Motor Diesel y transmisión mecánica Turbina de gas o reactor con transmisión hidráulica Motor Diesel y transmisión eléctrica. Motor Diesel y eléctricos con pantógrafo Ejes:

Con dos o tres ejes, siendo más mineros los de dos ejes por tener mejor operatividad y radio de giro en curvas y menor problema de mantenimiento. En minería de interior se suelen emplear los tres ejes.



Transmisiones que pueden ser: Mecánica -

convencional por caja de cambio al eje trasero o a los dos ejes, lo que es más normal en la minería subterránea y en pequeñas canteras con escaso diseño y calidad de las pistas

Hidráulica -

convertidor de par variable combinado con la trasmisión mecánica.

Eléctrica -

generador acoplado al motor Diesel - control - motores eléctricos en eje trasero

Hidráulica -

Hidrostática, poco empleada en el cielo abierto, pero muy popular en la minería de interior de grandes cámaras hasta la trituradora, o para subir rampas a diferentes niveles de extracción.

Neumáticos: Son especialmente construidos para los vehículos fuera de carretera y casi todas las marcas tienen una denominación especial para elegirlos en función del índice TMH (TKH) que viene de multiplicar el tonelaje sobre el neumático por la velocidad media de trans porte. Es una especificación muy precisa en la elección del tipo de neumático, llanta y dibujo. Viene a ser uno de los mayores costes operativos unitario de desgaste. Especialmente de calidad son los fabricados en España por firmas multinacionales.

TRANSMISIONES MECÁNICA Y DIESEL-ELÉCTRICA

*

*



Caja: Se ha impuesto actualmente la forma de cuchara y accionamiento por cilindros hidráulicos. Tiene un doble fondo calentado por los gases de escape para impedir la pegajosidad del material arcilloso en la caja. El espesor de la chapa especial es de 19 mm. y con un acero de alta resistencia de hasta 7000 kg/cm2.

Calidad del acero: En la mayoría de las partes esenciales como chasis, caja y órganos de desgaste se utiliza un acero especial tipo T1 equivalente a 100.000 psi = 7000 kg/cm2 con características de alta resistencia al desgaste y a la corrosión.

Otras características de los volquetes mineros más actuales son: - Los frenos de discos múltiples y refrigerados con aceite. - El montaje modular de los componentes para su rápida sustitución - La conducción asistida y la suspensión oleoneumática con Nitrógeno.

CAJA DE CAMBIOS POR TRANSMISIÓN HIDRÁULICA-MECÁNICA

VOLQUETE MINERO ELÉCTRICO CON TROLLEY

*

EL FERROCARRIL MINERO * Aunque en el principio 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 mínimas. Utilización

-

en las explotaciones más superficiales y anchas que hondas y estrechas.

Vías

-

Con un ancho de vía mayor de 4' y con un peso 100 kg/m de rail para soportar grandes cargas en grandes vagones.

FUNDAMENTOS DE LABOREO DE MINAS Locomotora

-


Motor Diesel-Eléctrico con potencia superior a 2.000 HP y con 200 t. de peso y utilización de varias locomotoras en serie con un solo conductor.

Vagones

-

Trenes con un gran número de vagones con capacidad unitaria mayor de 100 t con descarga por el fondo o por vuelco automático.

Control

-

Muy automatizado y con muy poco personal en el mismo transporte y en la carga o vuelco.

Su mayor inconveniente para una nueva explotación está en la gran inversión en terrenos, en infraestructura y en el material ferroviario. Casos muy recientes como el de Cerrejón en Colombia y Carajas en Brasil para el transporte de grandes tonelajes de mineral de Carbón y Fe al Puerto de embarque para su exportación demuestran su actual competitividad con los otros sistemas mineros.

El coste de inversión para un nuevo trazado, en condiciones normales y no muy especiales topográficas, será del orden de: 1 500 - 3 000 Euros/m para ferrocarril minero de una gran capacidad, aunque de limitada velocidad, incluida la infraestructura y el material rodante de gran tonelaje.

LAS CINTAS TRANSPORTADORAS MINERAS:

*

Las características más destacadas del transporte minero por cintas transportadoras son: La alta densidad del material

mayor de 2 t/m3 de material suelto

La dimensión del material

un 90% < 250 mm de granulometría.

La alta velocidad

puede llegar a los 5 m/s.

La anchura de la banda

desde los 800 mm en interior hasta 2.500 mm en la MCA de lignitos y rocas blandas.

Su gran capacidad horaria que viene definida por la ecuación Q = F * α * v (E) (D) (V) en t/h siendo: F = ancho de la cinta α = ängulo de la artesa v = veloccidad lineal de la cvinta E, D, y V son lo factores de eficiencia, disponibilidad y conversión volumétrica. Los tipos de cintas mineras pueden ser:



-

Normales con alma textil

-

Con alma de acero

-

Colgada del techo de galerías por cables o cadenas

-

Con recuperación de energía en el descenso

-

De alta pendiente. Cintas "Sandwich".

-

Montadas sobre bastidores fijos o móviles o ripables

El coste de inversión es muy variable en el entorno de 300 / 600 Euros/m. de cinta instalada, salvo casos especiales como las de alta pendiente o de recuperación de la energía y no solo de la banda, dependiendo que sea fija o sobre bastidor móvil con posibilidades de ser ripado.

ESQUEMA DE CINTA RIPABLE Y DEL ÚTIL DE RIPADO CON TIENDETUBOS * RIPADO DE UNA CINTA SOBRE RAILES

La aplicación del sistema de cintas tiene un futuro muy importante en las grandes explotaciones muy mecanizadas y profundas. Existe una tendencia hacia el empleo de cintas con alta pendiente situadas en el talud final, con o sin la preparación granulométrica del material, como son los recientes casos de Mandjapek en Yugoslavia y Chuquicamata en Chile, que han sustituido en los transportes verticales a los volquetes mediante la instalación de la trituradora en el fondo de la corta permitiendo reducir los ciclos de estos y con ello bajar notablemente los costos de este proceso. ESQUEMA DE CINTA DE ALTA PENDIENTE EN TALUD FINAL



OTROS SISTEMAS DE TRANSPORTES INTERNOS. 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: -

Skip y Mototrailla.

-

Sistema combinado. Interior y Exterior.

-

Mineroductos, con mucho futuro por la existencia de bombas y tuberías de materiales especiales para grandes distancias y granulometría menores de 25 mm.

-

Torpedos por conducto neumático.

-

Submarinos nucleares para el transporte de minerales bajo los hielos polares.

-

Avionetas para el transporte de minerales preciosos.

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 Euro/kg de máquina.

Los costes de operación o de contrata exterior en los momentos actuales, en Pesetas (1.992) y en unas condiciones habituales de distancia de los transportes convencionales para la minería a cielo abierto podrían estar por TKU, en el rango por y para las condiciones que se especifican en el cuadro siguiente:

Transporte

Costo kilométrico cts.Euro/TKU

Amplitud del Tonelaje MTKU

Condiciones del Material

Mineroductos

0,9 - 1,80

+ 100

Muy preparado

Tren

1,20 - 4,20

+ 100

Poco preparado

10,00 - 15,00

10 - 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 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



mucho 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 tranasporte 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 la trituración del estéril supone.

ESQUEMA DE COSTES DE TRANSPORTE EN MEIRAMA POR CINTA Y VOLQUETE



LA CARGA Y EL TRANSPORTE EN LA MINERÍA SUBTERRÁNEA. La carga y el transporte en el interior se pueden integrar bien en una sola unidad mecánica o estar separadas en una unidad de carga y en un sistema de transporte independiente.

Transporte por ferrocarril

*

El sistema separado de cargadora--transporte es normal para los transportes más largos en las minas de interior. Muchas minas, sobre todo antiguas, tienen un sistema de acarreo sobre vías para llevar el mineral hasta el pozo de elevación, mediante locomotoras que tiran de vagonetas. Las vagonetas pueden ser cargadas por gravedad, o a través de pocillos instalados a lo largo de las galerías, o ser llenadas también por pequeñas palas cargadoras frontales sobre carriles, que funcionan generalmente con aire comprimido.

La pala cargadora frontal se utiliza principalmente para desescombrar en las galerías de preparación, pero es también una máquina eficaz para la carga transversal en los pozos-piqueras de evacuación y funcionar en galerías transversales perpendiculares a la galería de acarreo, desplazandose hacia adelante y hacia atrás recogiendo el mineral en el pozo de evacuación y cargando vagonetas por el lado. Cuando se ha llenado una vagoneta, la locomotora tira del tren hacia adelante para que se coloque la siguiente y próxima vagoneta detrás de la cargadora. Las vías son una buena solución para el transporte de mineral a largas distancias, pero son poco flexibles y tienen poca compatibilidad con el transporte de los materiales con máquinas sobre neumáticos.

CLÁSICO TRANSPORTE POR FERROCARRIL EN MINA ANTERIOR A 1970

*

Los carriles son por esto, cada vez más un obstáculo que un buen servicio para las minas que están cambiando a la minería sin vías (Trackless-mining). Al igual que los sistemas de transporte urbano en las grandes ciudades, que dependían antes de los tranvías, podemos decir que las minas subterráneas están abandonado los carriles y usan cada vez más un sistema de transporte más flexible con vehículos móviles sobre neumáticos. Hoy ya se utilizan camiones-volquetes o de descarga por el fondo, con capacidad de hasta 40 t, robustos y pesados, con transmisión



mecánica o hidráulica a dos ejes o a cuatro, para el transporte subterráneo de minerales en un mayor número de operaciones, en un proceso de sustitución similar al que ya ocurrió en la minería a cielo abierto hace unos 30 años.

SISTEMA LHD EN EQUIPOS PEQUEÑOS Y GRANDES

Transporte por Carga-Transporte-Descarga (LHD)

*

*

La cargadora LHD sirve como mejor ejemplo de la integración de la carga y el transporte. La cargadora LHD está diseñada para recoger una carga de cuchara completa y llevarla hasta el punto de descarga a una distancia de unos cientos de metros. El rendimiento de la cargadora LHD es directamente proporcional al volumen de su cuchara, y en proporción inversa a la distancia de desplazamiento. Los parámetros relacionados son flexibles para el diseño por el ingeniero, por ejemplo, cuando se decide la separación entre los coladeros de mineral. El volumen o la capacidad más grande de la cuchara compensa una distancia de transporte más larga manteniendo al mismo tiempo la productividad al un nivel fijado.

La cargadora LHD es un equipo útil en las minas sin vías. Pueden usarse para la carga en los tajos, así como para los trabajos de preparación y generales, trabajos de limpieza, mantenimiento, etc. Su productividad cae con la longitud de desplazamiento, y entonces, la solución de cargadora-camión llega a ser competitiva gradualmente.



Transporte con cargadoras y camiones Una cargadora sobre ruedas con una cuchara delantera del mismo tipo de las que se usan en los trabajos de construcción y cielo abierto, ligeramente modificada para que sea apropiada a los requerimientos subterráneos, en lo que se refiere a condiciones de escapes y bajo perfil, etc,, podrá realizar la carga y combinada con una flota de camiones-volquetes articulados, se podrá calcular el rendimiento de carga y transporte como una función de la capacidad de carga, la carga útil del camión, la velocidad de desplazamiento y la distancia de transporte en forma similar al cálculo del transporte cíclico en el cielo abierto. El rendimiento de una cargadora y dos camiones podrá satisfacer normalmente el requerimiento de capacidad de producción y acarreo, hasta el pozo piquera o a la machacadora situada en el interior de la mina en algunos casos particulares para unas distancias razonables de diseño de los pozos de descarga.

CARGADORA SOBRE CAMIÓN EN INTERIOR

*

Cargadoras-transportadoras eléctricas Los volúmenes de gases de escape de los grandes motores diesel, a pesar del desarrollo de los modernos sistemas catalíticos de absorción y de los sistemas de inyección con precámara de combustión, ocasionan un gran problema para los sistemas de ventilación de la mina y muy especialmente en los trabajos de preparación o desarrollo que habitualmente se llevaba a cabo con ventilación

PALA CARGADORA EN MINA DE INTERIOR

secundaria. Por esto se han introducido algunas cargadoras de accionamiento eléctrico en los trabajos subterráneos, principalmente del tipo LHD, aunque el cable móvil para el suministro de energía resulte una desventaja de estas máquinas LHD. La pala cargadora frontal y la cargadora



con brazo recolector son algunos de los tipos de máquinas con accionamiento eléctrico. La cargadora con brazo recolector está equipada con una cinta o panzer transportador que eleva y deposita el material, con unas características adecuadas de dureza y granulometría, en la caja de un camión. La cargadora eléctrica y el camión diesel se combinan frecuentemente en la moderna minería metálica y de materiales duros para formar un sistema eficaz de manejo de minerales apropiado para unas distancias de transporte más largas.

El transporte vertical (Pozos y rampas). El mayor problema del transporte en la minería subterránea está, principalmente, en la elevación o transporte en vertical, ya que el horizontal no suele tener otra limitación que el gálibo o sección de la galería o tajo por la necesidad de que el ancho y el alto de las máquinas no lo sobrepasen e incluso dejen un margen de seguridad al paso de las máquinas. También las curvas pueden limitar la longitud de la maquinaria de transporte, salvo en el caso de las cintas transportadoras y tuberías de pulpas o líquidos, que por su continuidad y eficiencia, a pesar de su mayor inversión, están poco a poco desplazando a los transportes convencionales y discontinuos hasta ahora mencionados, hasta el punto de que, al igual que en la minería a cielo abierto, la situación de la trituradora, hasta hace una década en el exterior de la mina, es con frecuencia colocada en el fondo de la mina para disponer de un tamaño adecuado del material y poder emplear el transporte continuo tanto en horizontal como en vertical.

Tradicionalmente la minería de interior ha utilizado como vía de transporte vertical el pozo de extracción, cuyo objetivo principal es la evacuación al exterior del mineral, acceso a las labores subterráneas y secundariamente para distintos y muy variados servicios como entrada de materiales, personal, ventilación, energía y agua, etc.

El pozo es generalmente vertical y de sección circular para tener una mejor resistencia a las presiones y ser más duradero, y además más fácil de revestir de hormigón. También existen pozos no verticales con secciones cuadradas o elípticas. Su profundidad varia desde los menores pozos de pequeñas minas con pocos centenares de metros hasta el caso de las minas sudafricanas de oro que sobrepasan los 3 000 metros.

Como una de las principales infraestructuras de la mina subterránea es necesario asegurar muchos años por lo que se debe ejecutar con una profundidad mayor a la necesaria a corto plazo, con la necesidad adicional de una caldera para la recogida de aguas y la estación de bombeo,



situada habitualmente en el punto más bajo de la mina.

La ejecución del pozo, por ser una de las técnicas más especificas y profesionalizadas del Laboreo de Minas, exige un procedimiento complejo que parte de un diseño, planificación y control de la operación muy detallado por su coste, peligro e importancia posterior, siendo una tarea rara y poco frecuente, es por lo que su realización generalmente se asigna a un contratista de amplia experiencia internacional.

Más modernamente y como consecuencia del desarrollo del transporte por cintas y de tuberías para pulpas de materiales con una granulometría idónea se ha extendido el uso de los planos inclinados y/o rampas, no siendo raro el proyecto de una cierta envergadura que utilizan ambos sistemas, pozo y rampa, aunque en estos casos tan solo se realiza el transporte vertical por uno de ellos y por el otro los servicios o accesos de personal y materiales.

Una de las técnicas más desarrollada para la realización de pozos y rampas es el empleo de minadores continuos o borers de perforación capaces de ejercer una gran presión y par de empuje para realizar el corte o escariado de los materiales atravesados y su evacuación por sistemas diversos y continuos hasta la superficie. Otras técnicas menos mecanizadas o intermedias como las Jaulas de perforación, el empleo de perforadoras con cabezas múltiples o jumbos verticales, técnicas inversas como la ascendente que aprovecha la gravedad para la evacuación inferior de los materiales en el caso de profundización desde el interior, etc. pueden llegar hasta la antigua y tradicional de los pozos por técnicas manuales, aun cuando siempre existan algunas de las fases del proceso más mecanizadas como la evacuación o entibación de las paredes. En todos los casos y antes de ejecutar un pozo o rampa es muy recomendable un sondeo geomecánico para conocer con precisión los terrenos a atravesar por el mismo. Asimismo la ubicación de los pozos de extracción y de las rampas, auxiliares o no, debe ser objeto de una planificación a largo plazo para no estorbar a la implantación y desarrollo del método y sistemas de laboreo. Es práctica habitual, pero no un dogma, el ejecutar los pozos y rampas en el muro del yacimiento, desde el cual trazar la infraestructura permanente de galerías, reales, transversales,estaciones de transformación, aire comprimido, almacenes, embarques, desagüe, talleres y botiquines, así como más modernamente algunas de las oficinas de técnicos y administrativos, e incluso los comedores y vestuarios del personal .



Un pozo minero consta esencialmente de 5 partes diferenciadas

- La maquinaria de elevación, que puede ser por fricción (polea Koepe) o por enrollamiento simple o múltiple. - El sistema de guiaderas por railes, madera o cables con las cabinas para las vagonetas y personal o los skips para el mineral. - Los cables de elevación y tiro, redondos o planos, y el de contrapeso . El pozo propiamente dicho con su collarín, revestimiento, soportes, accesos y drenajes, así como los sistemas de embarque y controles. - El castillete, torre o malacate bien de acero, de hormigón o madera con su cimentación y apoyos, que es la característica más representativa de la minería y que tiene gran similitud con la torre de los sondeos y con la excavadora de cielo abierto

PARTES PRINCIPALES DE UN POZO MINERO

Modernamente se ha desarrollado el diseño y construcción de rampas de acceso para alcanzar el fondo de la explotación subterránea por las siguientes razones o ventajas: -

Accesibilidad de vehículos móviles y maquinaria con el perfil adecuado

-

Ejecución más modular y flexible de acuerdo con el avance de la mina.

-

Posibilidad de emplear sistemas de transporte continuos como las cintas.

-

Buena combinación con el pozo principal como vía secundaria de acceso

Sin embargo tiene los inconvenientes de una mayor longitud para una profundidad dada y con ello un mayor coste de inversión y un mantenimiento del piso y hastiales más complicado y caro operativamente.

Las rampas o planos inclinados con capacidad y diseño para extraer el mineral a través de cintas tienen una pendiente entre 15º y 25º (para lograr una limpieza propia del entorno) y una continuidad en el proceso del transporte. Pueden estar sobre unos bastidores fijos y/o colgadas del techo a través de cables o cadenas y con un ancho entre 80 y 150 cm con alma metálica para



grandes tramos con alta tensión o de alma textil para tramos cortos y de poca producción. La sección de la galería debe de ser al menos como en el caso de los volquetes de unas tres veces al mínimo de la propia sección del bastidor o máquina, salvo en el caso de que, además de la cinta, la rampa sea utilizada para el tráfico de maquinaria o de los vehículos de transporte de personal y mandos.



CAPITULO XXXI. TRANSPORTE HIDRÁULICO DE MINERALES; PULPAS O HIDROMEZCLAS; BOMBEO DE SÓLIDOS El transporte de materiales sólidos por medio de líquidos se ha practicado en la minería desde la época de los romanos, pero fue a partir de 1.906 cuando se comenzó a estudiar con una visión más técnica y económica, y cuando la tubería comenzó a sustituir al normal canaleo de madera o de piedra, tan empleado en la minería aluvionar e incluso en la antigua lixiviación. Se entiende como hidromezcla o pulpa a la mezcla de cualquier líquido con partículas sólidas en suspensión. La naturaleza, tamaño, forma y la cantidad de partículas o densidad de sólidos definen y determinan las características y propiedades de la pulpa a transportar. El flujo de las pulpas difiere notablemente del flujo de los líquidos homogéneos.

Este sistema de transporte se puede aplicar en la minería hidráulica por dragado, en variadas etapas del proceso del tratamiento de los minerales, en el transporte externo de los minerales a unas grandes distancias, los llamados mineroductos, en el interior de aquellas minas donde el arranque se hace por medio de monitores, o para el bombeo en la minería subterránea (Sudáfrica) o de las aguas en cielo abierto que contengan algún porcentaje de sólidos en los apures de los bancos o niveles. Las principales ventajas que el sistema de transporte hidráulico presentará son: -

La continuidad del sistema funcionando.

-

La menor sensibilidad a la inflación, por un menor consumo energético y personal.

-

Un impacto ambiental mucho menor (fuego, ruidos, polvo, ocupación de terrenos, etc.). Podrá incluso enterrarse en caso de heladas o de fuertes temperaturas,

-

Alta disponibilidad, sencillez y automatización del control de flujos y densidades.

-

Poco sensibilidad ante los agentes atmosféricos (heladas, vientos, calor, etc.)

-

Menor distancia de transporte al admitir fuertes pendientes del perfil del camino.

-

Gran reducción de los costes en función del factor de escala.

Por el contrario para que pueda llegar a implantarse el sistema de transporte hidráulico, se deben presentar las siguientes exigentes condiciones: -

Un mínimo tonelaje kilométrico, en general elevado.

-

Disponibilidad de agua, aunque sea en circuito cerrado y no necesariamente limpia.

-

Larga vida del proyecto, lo que requiere contratos de venta a largo plazo del producto.

-

Inexistencia de otros sistemas competitivos como el ferrocarril, la cinta o fluvial o marítimo.



-

Inalterabilidad de la sustancia al estar en suspensión hidráulica, y

-

Preparación mecánica necesaria del material para su transporte.

En los últimos años, el desarrollo de este sistema, por la aplicación de nuevos materiales en las bombas o tuberías, ha permitido el transporte de hidromezclas, con grandes caudales y presiones (50-70 Kg/cm2), a través de terrenos escarpados y de grandes distancias, tanto para el transporte externo de carbones, como para la explotación de caolines, arcillas, aluviones y otros materiales que se procesarán en granulometrías finas. En la figura y cuadros adjuntos se pueden observar algunos mineroductos, tanto en actual explotación, como en montaje y en proyecto para la minería del carbón, especialmente en los nuevos yacimientos del Oeste de Estados Unidos, para su transporte al puerto o a las zonas de un mayor consumo de mineral como California, Grandes Lagos o Texas. Las características técnicas de los mineroductos actualmente en uso, previstos o en fase de estudio se podrán contemplar en los cuadros siguientes:

MAYORES MINERODUCTOS EXISTENTES MATERIAL

INSTALACIÓN

LONGITUD

DIÁMETRO

CAPACIDAD

Año de

Concentración

Tamaño máximo

(Km)

(mm)

(Mt/año)

arranque

de sólidos en %

de partícula mm

carbón

Consolidación

175

250

1,3

1957

50

1,2

carbón

Black Mesa

437

450

4,8

1970

5-50

1,2

caliza

Calaveras

27

175

1,5

1971

70

0,6

"

Rugby

90

250

1,7

1964

50-60

0,4

"

Trinidad

10

200

0,6

1959

60

0,3

"

Columbia

27

175

0,4

1954

Bougainville

27

150

1

1972

55-70

0,2

"

Irán Oeste

110

100

0,2

1973

60-65

0,1

"

Turquía

61

125

1

1973

45

0,1

Tasmania

85

225

3,3

1967

55-60

0,1

"

Waipipi

6

200

1

1971

45

0,6

"

"

3

300

1

1971

45

0,6 5

Concentrado Cobre

Concentrado magnetita

- costa

Gilsonita

American Gilson

115

150

0,4

1957

48

Estériles

Japón

70

300

0,6

1968

18

90% < 0,03

FUNDAMENTOS DE LABOREO DE MINAS MINERODUCTOS PREVISTOS EN U.S.A.

LABOREO II Y EXPLOSIVOS MINERODUCTOS EN EUROPA EN FASE DE ESTUDIO

(CARBÓN) INSTALACIÓN

LONGITUD

CAPACIDAD

(Km)

(Mt/AÑO)

LONGITUD

CAPACIDAD

(Km)

(Mt/AÑO)

290

12

Rybrink-Ostrawa Linz

Carbón

400

5

ICES

1750

25

Rotterdam-Ruhr

Hierro

210

36

San Marco

1450

15

Ruhr-Salzgitter

Carbón

220

3-4

Texas Eastern

2000

22

Maasvlakte- Dordrecht

Carbón

60

2

ETSI

2200

25

Maasvlakte-Rotterdam

Carbón

5

2

Continental

2400

15-45

Pacific Bulk

1050

10

VEPCO

560

5

Allen-Warner

INSTALACIÓN

MATERIAL

Valley

PLANTEAMIENTO GENERAL Las fases del proyecto de instalación de un mineroducto deben ser: A. Preparación de la sustancia mineral Se precisan unas condiciones granulométricas determinadas y muy estrictas para evitar la decantación del sólido en las tuberías. La disminución del tamaño de las partículas puede suponer un gravamen económico debido a los gastos en la maquinaria de conminución, consumo de energía, problemas de decantación y del filtrado, etc. Tan sólo en aquellos casos en los que es necesaria una molienda para concentrar posteriormente esos gastos quedan obviamente compensados. Normalmente puede exigir un espesador para acondicionar una densidad sólido/líquido dentro de unos límites muy precisos. Pueden añadirse algunos reactivos para impedir la corrosión (lignosulfonatos, polifosfatos, etc.) y para reducir la turbulencia (polímeros, etc.) en los tanques acondicionadores antes de entrar en el circuito general de bombeo y transporte.

B. Recepción de la hidromezcla La pulpa, cuando se reciba al final del transporte, debe ser normalmente tratada para su utilización posterior, agotándose el sólido de la mezcla y además secándolo si éste fuera empleado con su propia granulometría, o alcanzando una concentración adecuada para la molienda si ésta se realiza por vía húmeda en la etapa posterior. El agua recuperada puede y debe volver al circuito de transporte.



En un proceso completo de deshidratación de los sólidos, se pueden emplear tres operaciones: decantación o centrifugación, filtración y secado térmico. La dificultad y el coste de cada una de estas operaciones aumenta cuando el tamaño del sólido disminuye. El agua utilizada en el transporte que, indudablemente en su vertido no debe producir contaminación y que puede utilizarse en zonas áridas o que incluso retornarse a su punto de origen, debe someterse a un proceso de depuración y clarificación. Este agua contiene partículas ultrafinas, así como contaminantes disueltos procedentes de las sustancias transportadas y de los reactivos de acondicionamiento que pueden ser perjudiciales en ciertas concentraciones y para ciertas utilizaciones, por lo que suele reutilizarse si bien es necesario duplicar la tubería.

C. Estudio del transporte. Diseño del mineroducto. Determinación de la velocidad, la tubería y las clases de bombas de sólidos. El análisis de un proyecto debe comenzar por la determinación de los siguientes grupos de características: - Características físicas del sólido - Peso específico. - Friabilidad, Triturabilidad, resistencia al desgaste. - Forma de las partículas y tamaño. - Granulometría. Curva y máximo aceptable. - Características de los finos en suspensión. - Dureza del sólido. - Solubilidad. - Estabilidad química. - Características físicas y químicas del líquido - Peso específico. - Viscosidad. - Corrosividad. - Estabilidad química.

- Características físicas del compuesto o mezcla - Viscosidad y densidad aparente según distintas mezclas. - Estabilidad química del compuesto. - Gases en suspensión.



- Efecto de la temperatura y presión sobre la solubilidad y la viscosidad, etc. - Ángulo de reposo de los sólidos en la mezcla - Velocidad de sedimentación. - Grado y ritmo de deshidratación. - Velocidades críticas y límites. - Propiedades fisiotrópicas, efecto de la agitación. - Datos de diseño - Distancia entre estaciones y desnivel topográfico. - Perfil topográfico del mineroducto. - Producción, caudales. - Pérdidas de carga por rozamientos. - Potencia necesaria para bombear la mezcla. - Presión máxima en bombas y tuberías. - Tipos de bombas y accionamientos. Protecciones. - Erosión y tratamientos químicos para evitarlo. - Equipos de almacenamiento y recepción.

Tipos de Hidromezclas La caracterización de una pulpa no es tan simple como la de un líquido, caso el petróleo o del gas, porque se superponen las propiedades del solido a las del líquido, siendo las tres diferentes. Las investigaciones llevadas a cabo por Abott y Condolios llegaron a clasificar los distintos tipos de hidromezclas, según la granulometría de las partículas en: 1) Mezclas o pulpas homogéneas Cuando la adición de las partículas sólidas afecta a la viscosidad del fluido y no se produce sedimentación, como será el caso de los petróleos, gases y salmueras más algunas pulpas arcillosas o lechadas de cemento, caolines y lodos de perforación, siendo el tamaño de las partículas menor de 50 µ; el régimen de transporte puede ser turbulento o laminar, pero cuando las partículas son mayores será necesario un régimen turbulento, con el fin de que no se llegue a producir una sedimentación. En un régimen laminar la viscosidad aparente varia con la velocidad, mientras que, en un régimen turbulento estas mezclas llegan a comportarse como un fluido newtoniano. Provocan, generalmente un bajo desgaste, aunque requieren una selección cuidadosa de las bombas y de materiales, así como en su accionamiento debido a las variaciones de la viscosidad.



2) Mezclas heterogéneas Cuando las partículas sólidas son mayores de 50 micras, y no afectan a la viscosidad del líquido durante el transporte, siendo una mezcla inestable, comportandose como un líquido newtoniano, causando fuertes desgastes y precisando una muy cuidadosa selección de los ductos o conducciones, el transporte se realiza en un régimen turbulento y según tres procesos bien distintos: a.-

En suspensión. Las partículas menores de 200 micras (peso específico del sólido S = 2,65), se depositarán según la ley de Stokes.

b.-

Por impulsos. Las partículas mayores de 2 mm. (S = 2,65), se depositarán según la ley de Rittinger.

c.-

De forma combinada, cuando las partículas estuvieran entre 200 micras y 2 mm. (S = 2,65).

Las pulpas heterogéneas tienden a utilizar una menor concentración de sólidos y pueden transportar unas partículas de mayor diámetro que las homogéneas

Ecuaciones básicas de una hidromezcla La ecuación del peso específico de la mezcla viene dada por:

Sm =

(100 - Cv) -------------- = (100 - Cw)

Cv Cv 1 +------- (S - 1) = -------- x S 100 Cw

Siendo: S = Peso específico del sólido. Sm = Peso específico de la mezcla sólido-líquido Cw= Concentración en peso de los sólidos en la mezcla. Cv= Concentración volumétrica de sólidos en la mezcla. Asimismo la concentración en peso de sólidos en la mezcla viene dada por:

CW =

100 S -----------100 ---- + (S - 1) CV

A continuación figuran unos ábacos para calcular Sm y Cv gráficamente.



ÁBACO WARMAN DE FRICCIÓN EN TUBERÍAS

Velocidad crítica del transporte. La velocidad mínima necesaria para que no se produzca la sedimentación o deposición de las partículas en una mezcla heterogénea varia según se trate de transporte vertical u horizontal. En el caso de un transporte

horizontal,

esta

velocidad mínima o crítica de transporte es aquella pa-

VELOCIDADES DE LA PULPA

ra la cual la hidromezcla fluye con unas características de homogeneidad. Según se puede ver en el gráfico adjunto, corresponde al punto (C). La determinación correcta de este parámetro, tal vez sea uno de los mayores problemas en el diseño de los mineroductos, pues operar a una velocidad inferior a la crítica daría lugar a una parada inevitable de la instalación, por efecto de la sedimentación de las partículas sólidas y sobrepasarla elevaría el desgaste de la tubería y aumentaría el consumo energético.



Una de las fórmulas más empleadas para el cálculo de la velocidad crítica, viene dada por la formula de Durand:

VL = FL

S*SL

2 g D

SL

En donde: VL = Velocidad límite de sedimentación (fps). FL = Factor que depende del tamaño de la partícula y de la concentración. g = Aceleración de la gravedad (ft/seg2) D = Diámetro de la tubería (ft) S = Peso específico del sólido. SL = Peso específico de l a pulpa

Esta fórmula ha sido calculada para las partículas sólidas de un tamaño uniforme pero, según Mc Elvain (1976), los valores dados por Durand para "FL"

resultaban conservadores cuando el

tamaño de las partículas era variable.

Diámetro de la tubería El cálculo de la tubería puede realizarse en función del caudal necesario y de la velocidad de transporte. La expresión del caudal Qh es: en donde:

T S

Q a

3

Qh = Caudal en m /h. T = Tonelaje a transportar (t/día) S = Peso específico del material sólido (t/m3) t = Número de horas de funcionamiento durante el día. n = Consumo específico de agua por m3 de material. Qa = Caudal de agua necesario para el transporte (m3/día).

Q =

t

=

T 1 n S t

En un primer tanteo se puede admitir que: n = 4-6 m3 agua/m3 de material transportado con S = 2,6. n = 3-4 m3 agua/m3 de carbón con S = 1,5 Por otra parte: π D2 Qh = ------- x V 4 Qh* 4 4 T/S (n + 1) D2= --------- = ------------------Q πV X xV x t

debiendo ser V mayor que la velocidad crítica VL de la hidromezcla y puede admitirse hasta un



20/25 % mayor, como un factor de cobertura razonable para evitar consumo de energía y desgastes de la tubería.

Pérdidas de carga La circulación de una mezcla homogénea a través de una tubería provoca una pérdida de carga "Hf" expresada en altura de líquido, según las ecuaciones de Darcy-Weisbach:

Hf = f *

L * v2 ----------D * 2g

Siguiendo la nomenclatura anglosajona, según la cual se ha diseñado un gráfico para la determinación de "f", tenemos que: f = Coeficiente de fricción de Darcy. L = Longitud de la tubería (ft). D = Diámetro interior de la tubería (ft). V = Velocidad de transporte (ft/s). g = Aceleración de la gravedad (32,2 ft/seg2). Para el empleo del gráfico anterior, es necesario calcular el número de Reynolds "NR" ya que este gráfico sólo es válido para una viscosidad

V*D NR = -------Va

igual a la del agua a 16ºC. El valor de "NR" es el que se indica, siendo Va la viscosidad cinemática aparente.

Es normal para el cálculo de las perdidas de carga el empleo de ábacos suministrados por las casa constructoras de bombas y tuberías para los diferentes materiales utilizables entre los que destacan las gomas, plásticos, fibrocemento,

basalto,

aceros de diferentes calidades, etc.

ÁBACO DE MOODY PARA LA DETERMINACIÓN DE LAS PERDIDAS DE CARGA



PERFIL DEL MINERODUCTO Y GRADIENTE HIDRÁULICO Para el trazado del mineroducto debe elegirse entre distintos perfiles alternativos obtenidos del plano topográfico de la zona y teniendo en cuenta las siguientes consideraciones: -

Las distancias más cortas,

-

la mejor accesibilidad para la construcción,

-

las pendientes máximas posibles,

-

el mantenimiento e intercambio de tuberías y juntas.

A partir de la recta que representa el gradiente de las pérdidas de carga y dejando unos razonables márgenes de seguridad con relación a los puntos más altos, para asegurar una presión positiva en todo el mineroducto, se deben calcular la presión interna de la tubería y la altura dinámica del bombeo.

PERFIL DE UN HIPOTÉTICO TRAZADO ENTRE DOS PUNTOS

TIPOS DE BOMBAS Los tipos de bombas que suelen emplearse en el transporte de hidromezclas serán las centrífugas horizontales para las aplicaciones de presiones medias y normales y las bombas de desplazamiento positivo para los transportes a altas presiones. Asimismo existen algunas pequeñas bombas de inmersión para operaciones de drenaje o desagüe muy populares en la minería aluvionar como DITER O FLYGHT, válidas hasta unos 10 Kg/cm2 y unas densidades de hasta 20% de sólidos. También existen las Bombas JET por efecto Venturi. Las primeras se desarrollaron para la industria minera y para el dragado con una presión de descarga inferior a los 50



Kg/cm2. Normalmente las bombas centrífugas serán horizontales con una sola etapa de impulsión, con diseño abierto para las partículas gruesas y con diseño cerrado para partículas más finas. La eficiencia de estas bombas oscila entre 60 y 70%. Existen modelos entre 2"(50 mm) y 14"(350 mm) de diámetro de salida. El diámetro de entrada suele ser unas 2" menor.

TIPOS DE REVESTIMIENTOS DE BOMBAS DE SÓLIDOS

Al igual que para las bombas centrífugas de líquidos un impulsor giratorio de alabes suministra la energía necesaria a la pulpa para su traslación a lo largo de la bomba y el conducto. Dada la naturaleza abrasiva, erosión y a veces la corrosión de las hidromezclas, las bombas centrífugas deben ir revestidas de materiales muy bien seleccionados y construidos tales como goma o metal duro o bien de poliuretano. El revestimiento de goma o de plásticos se utiliza para las partículas no superiores a 8 mallas, mientras que el metálico es más adecuado con partículas más gruesas. Destacan las marcas de bombas Warman, ASH y WEMCO con fabricación en muchos países.

Las bombas de alta presión (140 Kg/cm2) se dividen en dos tipos: bombas de pistón y bombas de émbolo macizo. Un tipo especial de bomba es la de diafragma flexible fabricado de metal, plástico o caucho. La eficiencia de todas estas bombas está próxima al 90%. Por último, existen algunas bombas especiales como la bomba "Mars" fabricada por Mitsubishi, con sistema de bombeo por cámaras tubulares "Lock-hopper System", alcanzando unas presiones de descarga de 180 Kg./cm2, y cuya principal ventaja es la ausencia de elementos en movimiento, excepto el debido a la circulación del agua e hidromezcla.

La selección de las bombas debe hacerse de acuerdo con las curvas características de la altura H = f(Q), que suele ser la

Qa + T/S T/S(1 + n) Qh = ------------Q = -----------t t

FUNDAMENTO DE LABOREO DE MINAS




calculada para el agua, así pues la altura manométrica debe ser adaptada a las condiciones de trabajo, esto es, dividiendo por el índice de alturas (HR) que relaciona aquellas alturas manométricas correspondientes al agua (Hw) y a la hidromezcla (Hm) para unos valores iguales del caudal y de velocidad de la bomba. Hm ---Hw Otro parámetro muy importante, es el "índice de eficiencia" que viene dado por (ER), para un HR =

mismo caudal y velocidad de bombeo. ER =

Em ----Ew

en donde:

Em = Eficiencia para la mezcla. Ew = Eficiencia para el agua sola.

Un gráfico o ábaco sirve para obtener el valor de "k" (Factor de operación) mediante el que se calcula el índice de eficiencias y por lo tanto el índice de alturas. Este valor depende del tamaño de las partículas y de su peso específico. K x Cv HR = ER = 1 - ----------20 Una vez determinado el valor de HR se pueden calcular las potencias de las bombas a partir de la siguiente fórmula: Q * H * SM * 0,736 W = -----------------------3,6 * 75 * η

donde: W= Sm = 0,736 = 3,6 = 75 = η= Q= H=

Potencia en Kw. Peso específico de la mezcla. Factor de conversión Kw-HP. Factor de conversión m3/hora - litros/hora. Factor de conversión kgm - HP. Rendimiento de la bomba en el punto considerado de la curva H-Q. Caudal m3/hora. Altura manométrica corregida, necesaria y total (pérdida de carga + desnivel entre las estaciones).

TIPOS DE TUBERÍAS La capacidad de los plásticos, gomas y cementos o cerámicas, como resistencia a la abrasión de las partículas sólidas y a la corrosión química de las soluciones ácidas y cáusticas, han hecho posible su empleo en el transporte de las hidromezclas. Sin embargo, estos materiales sólo se utilizan en las instalaciones de media o baja presión como el transporte de residuos, plantas mineralúrgicas o térmicas.



Para el desagüe y la minería aluvionar se utilizan mangueras de goma de hasta 10 Kg/cm2 de resistencia bien forradas exteriormente con textil o con textil reforzado por malla de hilo metálico. También el PVC con forro exterior de fibra de vidrio es empleado en las bajas presiones de pulpas muy ácidas.

Para condiciones de alta presión, mayores de 10 Kg/cm2, suelen utilizarse tuberías de acero revestidas con cualquiera de estos materiales, que van prosperando en calidad al tiempo que se aligeran en su peso por metro: -

Cemento de asbestos o basaltos, con espesores de 3 a 6 mm.

-

Gomas o caucho, con espesores de 3 a 6 mm., y

-

Plásticos o polímeros, tales como PVC, PE (polietileno) PPL (polipropileno), etc., con espesores de 1.5, 3 y 6 mm.

En los últimos años, se están imponiendo las tuberías con revestimiento de plástico por sus numerosas ventajas: -

Están libres de corrosión interna y externa.

-

No se produce una corrosión galvánica.

-

Mayor resistencia a la abrasión.

-

Facilidad de colocación, corte y empalme en el campo.

-

Más ligera por metro lineal.

Por el contrario son más caras y suelen ser importadas con plazos de entrega largos.

La fórmula para calcular el espesor de las tuberías de acero y forro de plástico es: pd t = ---+C 2s

en donde: t = espesor de la pared (cm.) p = presión interna (Kg/cm2). d = diámetro interior (cm) s = resistencia a la tensión permitida (Kg/cm2) c = desgaste máximo permitido (micras) En la elección de uno u otro tipo de tubería deben considerarse un gran número de propiedades de la hidromezcla, pH, gradiente de erosión-corrosión, según la densidad de la hidromezcla, etc.,



así como la duración y el precio unitario de cada una, al ser el concepto más caro de la instalación tanto en su adquisición como en la operación.

Es conveniente y recomendable efectuar ensayos de desgastes en plantas pilotos de centros de investigación o Universidades para elegir la mejor alternativa. Las uniones o conexiones de las tuberías deben hacerse con juntas del tipo "Victaulic" o con soldadura térmica en el caso de plásticos, buscando la rapidez y hermeticidad total. Dado su elevado coste de instalación es aconsejable que la longitud de los tubos sea la mayor posible, al menos 6 metros, para poder también manejarlos fácilmente.

En caso de un gradiente favorable es preferible el uso de canales en lugar de tuberías e incluso de arquetas de pérdida de velocidad para evitar el desgaste de los tubos o las canales. Fue muy popular, en otros tiempos el canaleo de madera o con lajas de pizarra para pulpas muy corrosivas, pero hoy se ha sustituido por los plásticos o el cemento asbestos en media circunferencia a partir del corte de tubos de gran diámetro.



CAPITULO XXXII. MAQUINARIA AUXILIAR DE SERVICIOS 1.- INTRODUCCIÓN. LOS SERVICIOS GENERALES EN MINERÍA 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 tema, 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.



Desgraciadamente el técnico, que dirige o proyecta una mina, se ve, ante el financiero o propietario del capital, muy poco asistido en este aspecto de los servicios, excepto en el financiero, que parecen para este último un exceso o un lujo que es preciso recortar al máximo, aun cuando luego pretenden exigir unos costos de operación competitivos con aquellos mineros que invirtieron en unos buenos servicios. Las modernas técnicas de racionalización del trabajo han contribuido, no poco, a extender el, aparentemente lógico, criterio de saturación total del personal. En una explotación a cielo abierto, o en una subterránea moderna con el empleo de una maquinaria de gran capacidad y potencia y con un elevado costo de la inversión, el costo de personal está normalmente entre el 20 y el 30 por ciento del costo total de la operación e inversión, de donde se puede deducir su relativa importancia. Sin embargo los actuales altos costos de la amortización y de financieros del equipo o maquinaria principal pueden llegar a alcanzar hasta un 50 % o más de los costos totales. Por ello, se puede deducir que lo que se debe perseguir hoy será la máxima saturación de la maquinaria. Criterio que choca y chocará siempre con aquellos puntos de vista más rígidos de la organización empresarial y/o sindical, en especial en cuanto a aquellos equipos de conservación, mantenimiento preventivo, limpieza, arreglo de las pistas, servicios de repuestos, horario continuado, trabajo en días festivos, etc.; debemos recordar que la buena utilización de la maquinaria en el trabajo es la que permite obtener el beneficio y para conseguir que sea lo más próxima al 100 %, todos los medios son pocos y especialmente aquellos medios de un menor valor como suelen ser los servicios.

Vamos a tratar de describir someramente algunos de los medios y servicios que hoy se consideran necesarios en una explotación minera a cielo abierto y también en las más modernas explotaciones de interior, bien mecanizadas y automatizadas, para conseguir una eficiencia aceptable, y por lo tanto para mantener un ritmo de producción, que logra el menor costo posible de la tonelada de mineral, verdadero objetivo minero. Una primera clasificación de los servicios hace que distingamos dos grandes grupos:

SERVICIOS MINA

+ - Medios para mantenimiento de la explotación. * - Maquinaria auxiliar. . - Medios para mantenimiento de la maquinaria

SERVICIOS GENERALES

+ - Plantas auxiliares * - Medios de comunicación . - Control y organización. Topografía e informática


MEDIOS PARA LA EXPLOTACIÓN

MANTENIMIENTO MAQUINARIA


+ neumáticos + - tractores . orugas * * - motoniveladoras * - compactadoras o apisonadoras * - camiones de riego * - limpieza regatas y capas * - retroexcavadoras * - desagüe: bombas y tuberías * - iluminación . - varios + preventivo + - mantenimiento * correctivo * . predictivo * - taller principal * - talleres móviles * - talleres exteriores * - estación de servicio . - organización y control

PLANTAS AUXILIARES

+ - trituración fija o móvil * - almacenamiento de minerales * - homogeneización o blending * - almacén de repuestos y materiales * - planta de explosivos * - polvorín * - oficinas y topografía * - vestuarios y comedores * - distribución eléctrica . - varios (agua potable o industrial, etc).

MEDIOS DE COMUNICACIÓN Y CONTROL

+ - terrestres * * * * - aéreos * * * . ordenadores

+ teléfono, télex, telefax * camiones, autobuses. . vehículos personales. + ondas- radio- teléfonos * aviones . helicópteros + * * .

personales locales centros exteriores



2.- MEDIOS PARA EL MANTENIMIENTO DE LA EXPLOTACIÓN. 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.

LOS TRACTORES

*

*

*

Aunque han sido mencionados en cursos anteriores tanto al hablar del arranque como de la carga por sus funciones de ripado y de empuje, éstas no son más que algunas de las múltiples funciones que dichas máquinas desarrollan en una explotación. Otros trabajos que realizan los tractores podemos resumirlos en:

TRACTORES DE ORUGAS

-

Ejecución de rampas y caminos; bien tras una prevoladura de la zona o si es posible ripándola. La función de explanación es previa a la utilización de cualquier otra máquina que lo termine o que realice un mejor acabado.

-

Arreglo de la zona de carga. Es normal el mantener un tractor con riper al lado de la pala excavadora o cargadora, de tal modo que ésta no emplee tiempo en recoger o



preparar el tajo, así como limpiando el acceso 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. -

Arreglo previo del camino. Bien por baches de cierta envergadura, bien por caída de materiales de cierta importancia, es necesario el uso del tractor antes de pasar la motoniveladora. Asimismo cuando sea necesario desviar el camino por una zona que previamente ha sido arrancada, debe utilizarse el tractor antes de cualquier otro elemento para conseguir precisamente que el trabajo de la motoniveladora sea más perfecto. Para este servicio es preferible el tractor de neumáticos.

-

Arreglo de los vacies. Es tendencia habitual que la altura del vacie sea lo mayor posible para tener así una gran reserva de espacio donde descargar. Sin embargo esa altura supone un cierto peligro para el vaciado 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 bulldozer. Otro sistema es dividir el talud del vacie en varias terrazas, disminuyendole el ángulo del mismo y disminuyendole 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 modo de llevar el vacie es todavía más necesario el tractor. Es práctico emplear compactadores de alta velocidad 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 acceso , bien por niveles intermedios (Andaluza de Minas). En otros casos ciertos disparos necesitan ser empujados hacia la zona de carga y ello debe ser efectuado por un tractor. 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.

-

*

Arrastre de vehículos. En casos de averías o paradas es preciso eliminar rápidamente del circuito algún vehículo, para lo que puede emplearse bien la grúa o un tractor con cable de arrastre. También se emplean para desplazar los patines que soportan los cables de alimentación de los equipos, existen otros patines que además de servir como un medio



de transporte rápido del cable, sirven como punta de conexión en la necesidad de alargar el cable al avanzar la explotación. El transporte de este tipo de patines se puede observar en la figura adjunta. -

Empuje de las mototraillas en el caso de que estas se empleen como medio operativo de arranque y transporte. Puede ser preciso el empleo de 2 tractores para llenar una sola traílla.

-

Ejecución de bordes o bordillos de protección. Bien en rampas de acceso a los diferentes niveles, bien en zonas de acumulación de aguas, para impedir el paso de éstas hacia las áreas de transporte.

-

Varias como apertura y relleno de zanjas, ejecución de explanaciones sobre rellenos, limpieza de broza y árboles, quita nieves, apilado del mineral, etc.

En la selección de un tractor deben considerarse los siguientes puntos: 1.

Características del trabajo a realizar.

2.

Número de unidades requeridas.

3.

Tamaño de las unidades.

4.

Tipo de unidad, sobre cadenas o sobre neumáticos.

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:

TRACTORES DE NEUMATICOS

*

*

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.

*

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 cadenas 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 los de cadenas.

Compactación y flotabilidad.

Los tractores de cadenas 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 de carbón, ya que en este último caso la compactación reduce el peligro de combustión espontanea.

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 o empuje de material, se calcula por la formula:

P(m 3 /hora)= 60.lh 2T /

C

siendo:

.

2 . E .C V. tanφ

FUNDAMENTOS DE LABOREO DE MINAS l = φ= h= C=

E= TC = V=


Longitud de la hoja en metros. Ángulo del talud natural del material. Altura de la hoja en metros. Factor de corrección debido a que en los extremos de la hoja no se mantiene constante la sección: C = 0,8 Arena, grava o roca volada. C = 1,0 Tierra de fácil manipulación Este factor también varía según el tipo de hoja de empuje: C = 1,15 hoja en semi U. C = 1,20 hoja en V. Coeficiente de eficiencia de la operación. Ciclo de la operación en minutos. Coeficiente de esponjamiento del material

En el caso de una operación combinada de ripado y empuje, debe tenerse en cuenta que: Tr + Te = 50 min. (Eficiencia 83%) Tr * Pr = Te * Pe donde: Tr = Te = Pr = Pe =

Tiempo de ripado (min). Tiempo de empuje (min). Producción de ripado (material suelto m3S/min). Producción de empuje ( mS3/min).

Obteniéndose con las ecuaciones anteriores la producción horaria, combinada, teórica.

LA MOTONIVELADORA

*

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 .

MODELOS DE MOTONIVELADORAS MINERAS

En el plano horizontal la hoja puede formar cualquier ángulo con el eje longitudinal de la máquina



y además puede inclinar se con relación al plano horizontal hasta quedar en posición vertical.

Además de la hoja puede llevar otros 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 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 macadam con el escarificador y desplazamiento de los materiales removidos.

-

Limpieza de las cunetas de las carreteras o caminos. No tan sólo puede construir las cunetas o regatas, sino que por darles una forma adecuada, puede luego limpiarlas debidamente, acumulando los lodos o materiales en una zona de más fácil carga.

-

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 éxito una capa de material adecuado, grava, material calizo homogeneizado, escoria, 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 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.

*

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 disponer se de una de estas unidades por cada 30.000 TmKm/día.

Así como en la mayoría de la maquinaria minera, la producción se expresa en metros cúbicos o toneladas, debido a que son máquinas cuya misión principal es el movimiento o manipulación de grandes volúmenes, sin embargo en las motoniveladoras interesan los metros cuadrados o lineales, ya que su principal cometido es nivelar con muy poco movimiento de material.

El tiempo invertido por una motoniveladora en cualquiera de las operaciones que puede realizar, viene

T =

donde: F= T= d= N= Va = E=

· 60

a . E

expresado por:

y la producción P por:

2 . d . N

P = F.V a = 60

2.d.N.F (m 2/h) T·E

ancho útil de la hoja en m tiempo invertido en minutos Distancia recorrida durante la operación metros número de pasadas realizadas velocidad media de trabajo (metros por hora) factor de eficiencia

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 varia entre el 70 y el 90% tomándose como valor medio el 80%.

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 φ F = L . cos φ Por último, se representa gráficamente las tres formas de trabajo de una motoniveladora articulada adaptándose cada una de ellas a las operaciones indicadas en el cuadro adjunto. FORMA DE CONDUCCIÓN

TIPO DE TRABAJOS

Bastidor en posición recta

Trabajos de nivelación con grandes pasadas

Giro con el bastidor articulado 2

Cuando se requiere un mayor control y transportar mayores cargas con la hoja

Marcha con el bastidor en diagonal 3

Permite compensar las cargas laterales pasando por encima de grandes cordones, mantiene las ruedas fuera del fondo embarrado de las zanjas en los trabajos de corte de cunetas, y aumenta la estabilidad de la máquina cuando se trabaja en laderas o haciendo taludes

c) COMPACTADORES Tanto en el caso en que la pista se construya con el firme de la obra como si disponga de materiales debidamente mezclados que formen la sub-base y superficie de esta, será conveniente darle al firme un grado de compactación suficiente con el fin de que la resistencia a la rodadura sea la menor posible y se aumente la estabilidad del mismo.

Los principales factores que intervienen en un trabajo de compactación son: 1. Granulometría del material 2. Porcentaje de humedad

FUNDAMENTOS DE LABOREO DE MINAS 3. Tipo de esfuerzo de compactación

LABOREO II Y EXPLOSIVOS *

Peso estático (o presión)

*

Acción de amasamiento

*

Impacto

*

Vibración

Los equipos de compactación pueden clasificarse en los siguientes tipos: 1. 2. 3. 4. 5. 6. 7. 8.

De reja ó "Grid roller" Vibratorio Tambor de acero liso De varios neumáticos De un neumático pesado De pata de cabra "Sheeps-foot" De pisón en punta de diamante De pisones para rocas "rock tamping foot"

En el siguiente cuadro, proporcionado por Caterpillar, se pueden observar las zonas de utilización de los diferentes sistemas en función del tipo de material, y los esfuerzos de compactación de cada uno de los sistemas.

Hemos de añadir, que el empleo de compactadores no solo se centra en la construcción de pistas, sino incluso en los vertederos de estéril, en los que como ya hemos indicado 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 presas de residuos de la explotación o almacenamiento de mineral que debe procurarse que no se oxide.

La producción de un compactador puede expresarse a partir de la formula:

m 3/hcompactados= 1000

donde: (A) = (V) = (C) =

Ancho de compactación por pasada (m) Velocidad media del compactador (Km/h) Espesor compactado de la capa, en (m.m)

(A).(V).(C).(E) P

FUNDAMENTOS DE LABOREO DE MINAS (E) = (P) =


Factor combinado de eficiencia Número de pasadas de la maquina para obtener la compactación deseada.

Es necesario diferenciar claramente los conceptos de volumen del material en banco o "in situ" (m3b), volumen de material suelto o esponjado (m3s) y volumen del material compactado (m 3c). La relación entre el volumen del material compactado y volumen en banco, es lo que se define como "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, determinan el tipo de compactado más adecuado, pero en cualquier caso, no debe olvidarse que es un factor importante tanto en la productividad del transporte, estabilidad de vertederos, mantenimiento de pistas, etc.

d) CAMIÓN DE RIEGO 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, y a la acción del viento y de la temperatura.

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 de soluciones ligeramente asfálticas o con productos emulsionantes más o menos complicados. Una solución que parece haber dado resultado es la de sulfonato de lignina y otra es el empleo de aceites viejos de la maquinaria extendido en forma muy rociada. 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. 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 importante, al disponer de la 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.

Una formula que da el número de camiones de riego necesarios

N.C. =

I.L.A.TC VC.E

donde: N.C. = Número de camiones de riego. I= Índice de eliminación de polvo en litros/hora/m2. Es función de la evaporación, filtración L= Longitud de pistas en m. A= Anchura de pistas en m. VC = Volumen de la cisterna en litros. TC = Tiempo de ciclo, incluye tiempos de llenado y descarga. E = Eficiencia (hora de 50 min.)

"I" es un índice experimental que es preciso determinar y que como es lógico varia a lo largo CAMION DE RIEGO

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 evitando así el polvo que se produce durante la carga, y en el caso de añadir tensoactivos 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.



e) LA 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 establecer estas en función de una máquina de limpieza que generalmente es una retroexcavadora especialmente diseñada 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, como el que se muestra en la figura.

También puede emplearse cargadora de zanjas con vertido lateral, con una o varias cubas.

f) LOS EQUIPOS PORTÁTILES PARA LA ILUMINACIÓN Además de los elementos de iluminación propios de la maquinaria y puntos fijos o semifijos en que se puede tener una instalación permanente, será preciso disponer de unos 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 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.

g) EL EQUIPOS DE RETACADO 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 dos o tres 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.

h. LOS EQUIPOS DE TAQUEO Entre los equipos disponibles en el mercado para la fragmentación de bolos, esto es bloques con un tamaño mayor al admitido por los equipos de carga, podemos destacar: -

Bola dinámica suspendida (2-6 t). Los martillos hidráulicos de percusión (Energía de impacto de hasta 4000 Julios por golpe). Las perforadoras de pequeño diámetro para la aplicación posterior de explosivos. El cañón de agua.

Todos estos equipos suelen ir montados sobre pequeños tractores de neumáticos de tipo agrícola como el representado en la figura adjunta.

El tipo de cañón de agua comercializado por Atlas Copco, se ha desarrollado recientemente, y consiste en una vez perforado un pequeño barreno de 0,8 m con un martillo hidráulico, aplicar sobre el mismo un cañón hidráulico de alta presión (400 bar) que permite disparar unos 1,8 litros de agua al interior del barreno a una velocidad de varios cientos de metros por segundo produciendo el agrietamiento radial del bolo y la rotura simultánea por reflexión de la onda de choque.

En el esquema adjunto, se refleja el mecanismo de compresión del flúido por acción de un pistón y el tubo de la salida que junto al pistón actúa como válvula de descarga.



Las ventajas que ofrece este equipo son numerosas y entre ellas caben destacar la no existencia de proyecciones y el reducido nivel de ruido producido durante la operación de taqueo. 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

7 - 20

9 - 30

1,5 - 5

2-6

- Roca dura hasta 3.000 kg/cm2 - Roca muy dura hasta 7.000 kg/cm

2

- Roca muy dura hasta 7.000 kg/cm2

7 - 16

9 - 21

12 - 30


1-5

6 - 15

8 - 18


0-7

0 - 10


0 -10

0-3

PLANTAS Y EQUIPOS AUXILIARES Dentro del apartado de los servicios generales que como los servicios mina, aunque no directamente productivos, son capaces de mejorar y mantener el ritmo, la calidad y la productividad, podemos distinguir las plantas y equipos auxiliares que subdividimos en:

-

Plantas de trituración primaria

-

Parques de almacenamiento y homogeneización

-

Almacenes

-

Plantas de explosivos y polvorines

-

Talleres fijos y móviles

-

Estación de servicio

-

Oficinas, vestuarios y comedores

Los talleres, fijos y móviles, junto con la estación de servicio y en parte las oficinas mineras, se han contemplado en el Capitulo XIL del libro de "Fundamentos de Laboreo de Minas" por creerlo más conveniente para una mejor ordenación de los conceptos.



LA PLANTA DE TRITURACIÓN PRIMARIA Sin entrar en el análisis de los sistemas de trituración del mineral o en su caso del estéril, si debemos destacar aquellos puntos que tienen una cierta influencia en las operaciones tanto de la minería a cielo abierto, como más actualmente en la minería subterranea.

Es notable que a lo largo y ancho de la minería mundial varios problemas comunes han existido y existen entre la minería y la trituración. Estos son: 1.

Quejas y problemas po los tamaños máximos del material

2.

Diferencias entre el tonelaje servido por la mina y el recibido por la Planta de trituración.

3.

Interferencia en la producción minera por fallos, esperas o problemas en la planta.

Parece claro que la solución al segundo punto es un adecuado y rápido sistema de control automático e independiente del material, que actualmente no es difícil de solucionar. En cuanto a los puntos primero y tercero, podríamos asegurar que la llave de la solución está en la adecuada fragmentación por parte de los mineros, y en la acertada elección de la trituradora primaria por parte de los mineralúrgicos.

Alan S. Mac Kenzie, de la Cartier Mining Co. de Quebec ha explicado con acertadas palabras la solución que, en cuanto organización, estimamos más técnica y perfecta "El sitio para la trituración primaria está en la mina, no en la planta de preparación". Antiguamente se pensaba y organizaba para que la finalización de la operación minera fuera la planta de trituración primaria, hoy en día la trituración está situada muchas veces en la propia mina para conseguir un control y una calidad más terminada del producto minero y permitir un transporte continuoo por cintas y un pesaje automatizado.

En un análisis económico leído en el American Mining Congress se exponían las influencias que el acertado resultado de la voladura ejercía sobre los varios factores de la explotación. Podía observarse como a excepción de la perforación y la voladura, los costos de carga, transporte y trituración decrecían en forma muy apreciable según el grado de fragmentación obtenido con el disparo.


LABOREO II Y EXPLOSIVOS Pues, como es lógico, el coste de trituración disminuye al aumentar la fragmentación, ya que se eleva la capacidad, disminuyen los desgastes, y aumenta la disponibilidad al reducirse las pérdidas de tiempo por atascos. Indirectamente, mejora los ciclos de transporte al acortar los tiempos de demora de los volquetes en la trituradora, e incluso se puede eliminar el tradicional empleo de un tractor o pala, que tan frecuentemente estamos acostumbrados a ver, con el fin de alimentar la trituradora con el material apilado en los tiempos de parada forzosa de ésta.

Por esa responsabilidad que el minero ha tenido y tiene en la productividad de la trituración primaria es por lo que ésta debe depender de él, y así servir a la planta de preparación un material bien presentado y de características adecuadas. Además este criterio tiene la ventaja de poder situar el punto de descarga de los vehículos de transporte cerca de la explotación, y que a la planta de preparación pueda transportarse el EFECTOS DE LA VOLADURA SOBRE LOS PROCESOS MINEROS

material más homogéneo desde la mina, con unos medios continuos y menos costosos

como son las cintas transportadoras e incluso las tuberias de pulpa.

La elección de la maquinaria en la mina viene fundamentalmente condicionada por la producción anual y la natural tendencia al menor costo posible. Por ello, el minero tenderá en las unidades de carga, a elegir la mayor maquinaria posible y en especial, disminuyendo el número de ellas. Esta, la capacidad de la cuba, que es la base de la elección de toda la maquinaria minera, está



a su vez íntimamente relacionada con la trituradora primaria. Pero no debe olvidarse que en la elección de la trituradora influyen otros parámetros como: 1.

Características del material, forma, abrasividad, etc.

2.

Métodos empleados de perforación y voladura.

3.

Tipo y tamaño del equipo de transporte.

4.

Producción y vida de la mina.

5.

Sistema de alimentación de la trituradora.

De Gabay, actualizándose pues procede de un antiguo libro, tomamos los datos siguientes, que en principio siguen teniendo validez por y a pesar de su conservadurismo. Elección de la machacadora primaria en función de la capacidad de la excavadora. MEDIDAS RECOMENDADAS PARA LA MACHACADORA Machacadora de

Machacadora giratoria

mandíbulas Capacidad de la cuba

pulgadas

metros

pulgadas

metros

3 yd3 - 2,25 m3

48 x 60

1.22 x 1.52

42 a 48

1,06 a 1,22

41/2yd3 - 3.38 m3

48 x 60

1.22 x 1.52

42 a 48

1,05 a 1,22

6 yd3 - 4.50 m3

56 x 72

1.42 x 1.82

48 a 60

1.22 a 1.53

>9 yd3 - 6.75 " .

66 x 86

1.67 x 1.90

60 a 72

1.53 a 1.83

Respecto al cuadro de Gabay podemos hacer las siguientes puntualizaciones: - Aun cuando las excavadoras y los volquetes han aumentado su capacidad a veces hasta un factor de crecimineto del orden de 10, según hemos visto, las trituradoras no han pasado casi de los límites que tenían ya para unidades de carga menores.

- La tendencia ha sido mantener el tamaño de la boca de entrada y colocar varias trituradoras en paralelo, consiguiendo así una menor interferencia en la explotación minera y un mejor mantenimiento de la planta de trituración primaria. Este ha sido el caso de la mina de Palabora Mining Company. (ver figura adjunta). También se ha extendido el uso de puntos dobles de descarga de los volquetes, diametralmente opuestos.


LABOREO II Y EXPLOSIVOS - La implantación de tolvas de descarga de los volquetes con emparrillados o con alimentadores vibrantes de grandes dimensiones han permitido eliminar el paso de los materiales finos primarios y así aumentar la capacidad de trituración. Este ha sido un aspecto muy polémico, ya que algunos técnicos no creen que esté totalmente justificada la introducción de estos equipos al suponer por un lado un aumento sustancial de la inversión de capital, ya que la estructura deberá profundizarse entre 4 y 8 m con el consiguiente aumento de la obra civil y por otro lado la cinta de salida, con una pendiente de unos 15º, deberá tener

DOBLE MACHACADORA GIRATORIA

una longitud adicional de 17 a 30 m, sin olvidar el efecto de colchón que tienen los

finos al verter los volquetes el material Como norma debe seleccionarse la planta de trituración primaria con una capacidad entre un 50 a un 100% mayor que la proyectada para el arranque de la mina. El no proceder así, puede conducir a medio plazo a la aparición de un cuello de botella en toda la operación minera.

- Las tolvas de descarga deberán tener una capacidad superior al menos en 3 veces la máxima de los volquetes. La anchura deberá ser amplia con relación a la de los volquetes y la profundidad requerida no suele superar los 5 m.

- En la práctica, algunos volquetes descargarán el material cuando la tolva esté vacía, con el fin de evitar que las sucesivas descargas sepulten los bloques de gran tamaño grueso directamente sobre la trituradora.

- Muchas instalaciones de trituración primaria están equipadas con unos puentes-grúa para facilitar el mantenimiento de la trituradora y la retirada de los bloques de roca de gran tamaño. También es frecuente disponer de un martillo hidráulico y/o cuchara bivalva montada sobre un



brazo articulado de fácil manejo para eliminar o romper los bolos. Con estos equipos puede ahorrarse la inversión en el puente grúa que en ocasiones supera los 100 MPtas.

- El sistema de accionamiento más extendido en las trituradoras primarias es el directo mediante motores de baja velocidad. El montaje más adecuado es el efectuado directamente sobre un diafragma de hormigón con el motor en el piso inferior a la trituradora.

- El sistema de lubrificación automática forzado, con control de temperatura, presión y calidad del aceite se ha impuesto totalmente en este tipo de trituradoras primarias. El dispositivo de automatismo que se emplea actualmente, consta de un cofre electrónico conectado por una parte al circuito eléctrico de alimentación del motor de accionamiento y por otra, al circuito hidráulico de control remoto del aparato.

De esta forma se

puede controlar tanto la potencia motriz máxima de la que no deberá pasar el motor de accionamiento, como el esfuerzo máximo producido por la trituración y el reglaje de salida, siendo este último indicado por un nivel que señala la posición del eje del triturador. En la figura adjunta se puede observar el esquema de reglaje automático de una trituradora giratoria. - Las tolvas de material triturado suelen estar revestidas de planchas de acero al manganeso con

ESQUEMA DE TRITURADORA GIRATORIA PRIMARIA

el fin de evitar los desgastes y la capacidad de diseño debe ser de al menos 1,5 veces la de mayor volquete. - Los controles de nivel de llenado son de tipo radiactivo o sónico y para facilitar la limpieza de las tolvas se dispone de unas ventanas o registros de fácil apertura. - Entre la tolva de material triturado y la cinta de salida suele ir colocado un alimentador de placas con velocidades de accionamiento de 9 a 12 m/min. También pueden emplearse alimentadores de cintas que en ocasiones llegan a alcanzar ritmos de operación de 10 a 30 Mt, y presentan diversas ventajas entre las que destacan: la menor inversión y la mayor velocidad de operación.



- Se ha generalizado el empleo de las trituradoras giratorias, en lugar de las de mandíbulas, ya que para unas dimensiones similares de entrada la producción de aquélla es casi doble, además de que la alimentación en la giratoria puede ser directa, mientras que en la de mandíbulas casi siempre se necesita un alimentador, muy especialmente si el porcentaje de materiales finos y arcillosos es elevado.

- En determinados puntos del edificio de la trituradora se intercalarán aspersores de agua y elementos captadores de polvo. También deberá disponerse de una cabina

IMPLANTACIÓN DE MACHACADORA

de control cerrada que protegerá del ruido y el polvo al operario.

PLANTAS MÓVILES DE TRITURACIÓN. INSTALACIONES MÓVILES Y SEMIMÓVILES. Las plantas Móviles se desarrollaron en Alemania en la década de los años 50 en las explotaciones de caliza y otros minerales blandos. En la industria cementera donde desde hace años se viene utilizando, la explotación se lleva a cabo con frentes largos desplazando la machacadora conjuntamente con el equipo de carga y eliminando totalmente el empleo de volquetes. En estos trabajos las plantas tienen producciones inferiores a las 1000 t/h y el sistema de trituración suele consistir en un molino de martillos o impactos.

El esquema de trabajo está compuesto normalmente por:


Una machacadora móvil.

-

Un carro-cinta.

-

Una cinta transportadora: •

Fija o estacionaria.

•

Móvil o ripable.


Cuando se emplea una cinta fija (a) pueden tenerse diversos puntos de carga con el fin de regular y homogeneizar el material arrancado. Las cintas ripables (b) permiten cubrir una gran área de explotación con un único equipo de carga y trituración.

Pero, en minería a gran escala, han de tratarse materiales de gran dureza y abrasividad, con

ESQUEMA DE TRITURADORA MOVIL

producciones superiores a las 2000 t/h, y esto hace que el tipo de trituradora adecuada sea la giratoria. El peso y envergadura de estos equipos requieren una infraestructura pesada y, por lo tanto, una alta inversión inicial. Este hecho, junto a las consideraciones que se exponen a continuación, han obligado a desechar las instalaciones totalmente móviles.

- La poca fiabilidad mecánica de algunos sistemas de traslación que dan lugar a una disponibilidad de la planta muy baja.

- Los tiempos muertos debidos a los frecuentes desplazamientos de la instalación para apartarse del área de voladuras.

Como consecuencia de lo anterior, se preconiza el uso de machacadoras semimóviles o estacionarias, limitando el empleo de volquetes y optimizando el costo de transporte con la utilización de cintas transportadoras. como ejemplo de machacadoras semimóviles en operaciones mineras actuales tenemos: -

Alcoa en Australia con producciones de bauxitas de 1200 a 1500 t/h. en sus explotaciones de Del Parck y Humtly.

-

Lignitos de Meirama, con una producción de esquisto de 600 t/h.

-

Duval Corp. en la Mina Sierrita, con una capacidad de trituración de hasta 4.000 t/h., etc.



Por otro lado, se observa actualmente la tendencia a limitar el empleo de volquetes a los tramos de pista horizontales o bien hasta una cota determinada, -ya que las fuertes pendientes afectan de forma negativa a la disponibilidad mecánica y al consumo de gas-oil-, e instalar en el interior de la explotación una trituradora estacionaria efectuando el resto del transporte con cintas. Como ejemplo de este método tenemos: -

Twin Buttes de la Anamax Mining Co. con producción anual de estéril y mineral de 28 Mt.

-

Sierrita de la Duval Corporation con 32 Mt de mineral y 30 Mt de estéril por año

-

Sishem de la Iron & Steel Corp. de Sudáfrica con una producción de estéril prevista de 30 Mt/año, etc.

ELEMENTOS CONSTITUTIVOS DE UNA PLANTA MÓVIL Los principales elementos que componen normalmente una unidad móvil o semimóvil de trituración son: -

Equipo de trituración primaria.

-

Tolva y sistema de alimentación.

-

Mecanismo de traslación.

-

Cinta giratoria de salida.

-

Chasis y superestructura.

-

Equipos auxiliares.

EQUIPOS DE TRITURACIÓN PRIMARIA El todo uno procedente de la voladura o de su arranque directo por medios mecánicos sufre la primera etapa de conminución en la trituración primaria, que reduce los tamaños máximos hasta una granulometría de 200-300 mm. Si el material es estéril, ese tamaño es suficiente para su transporte con cintas transportadoras hasta la escombrera pero, en el caso de minerales beneficiables, éstos sufrirán sucesivas etapas de conminución hasta lograr la separación de las especies minerales que permita el enriquecimiento de la mena.

Los medios de rotura utilizados en la línea de trituración primaria se basan en los siguientes principios: -

Compresión lenta. A este grupo pertenecen las machacadoras de mandíbulas y las giratorias.

-

Compresión con choques: Machacadora de doble cilindro dentado y cilindro con



mandíbula cóncava. -

Percusión. Machacadoras de martillos articulados y molinos de percusión.

A continuación se indican las características y campos de utilización respectivos en función del material a triturar, según E.C. Blanc. TIPOS

CARACTERÍSTICAS DEL MINERAL DUREZA

ABRASIVIDAD

RELACIÓN DE REDUCCIÓN

CAPACIDAD PRODUCCIÓN

Ligera, no pegajosas

8/1 a 10/1

Grande

Ligera, poco pegajosas

8/1 a 10/1

Grande

HUMEDAD

Mandíbulas (Doble Efecto)

Semiduro a extraduro

Abrasivos

Mandíbulas (Simple efecto)


Poco o medio abrasivos

Giratorias


Abrasivos

Ligera, no pegajosas

6/1 a 8/1

Muy grande

Doble cilindro dentado

Semiduro

Poco abrasivos

Húmedos y pegajosos

4/1 a 5/1

Muy grande

Cilindro Mandíbula

Friable o semiduro

No abrasivos


5/1 a 6/1

Muy grande

Martillos o percusión simple

Friable o semiduro

No abrasivos


10/1 a 20/1

Mediana

Martillos o percusión dobles

Friable o semiduro

No abrasivos


20/1 a 30/1

Mediana

Igualmente, en la ilustración adjunta debida a Wenzel, se muestran los rangos de aplicación de los diversos equipos de trituración, según los tipos de material, producciones, etc. En la industria minera, la elección se inclina abrumadoramente hacia las trituradoras giratorias, debido a: -

Mayor capacidad de producción.

-

Menor mantenimiento.

-

Pequeña producción de material en forma de lajas.

-

Posibilidad de tratar materiales abrasivos.

DRENAJE Y DESAGÜE DE LAS EXPLOTACIONES MINERAS 1. 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 del 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.

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.

2. 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:

1.

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.

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.

• 2.

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.

3.

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.

4.

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.

5.

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 = 0,13 t/ m3 6.

∆=

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.

7.

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

8.

Incremento del deterioro de túneles y obras subterráneas, así como reducción de la vida útil de estas obras.

9.

Producción de daños en las instalaciones y necesidad de empleo de costosos equipos de control y evacuación.

10.

Posible aumento de la siniestralidad.

11.

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.

3. BENEFICIOS OBTENIDOS POR LA PRESENCIA DE AGUA EN LOS MACIZOS 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.

4. 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: •

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.

5. CARACTERÍSTICAS DE LAS AGUAS SUBTERRÁNEAS Los factores que definen la hidrogeología de una zona son: •

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.

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.

6. ESTUDIOS DE DRENAJE DE UNA EXPLOTACIÓN MINERA Toda explotación minera se ubica en 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 contacto con la mina (tanto superficiales como subterráneas), sean las mínimas posibles, así como que el previsible contacto 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.

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.

6.1. Actividades convencionales Como actividades convencionales destacan, fundamentalmente, las seis 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.

6.2. 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.

6.3. 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. 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 espació 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 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 planteará 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 administración, energía y potencia utilizada y totales de explotación).

6.4. 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:

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 precipitaciones - 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 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.

7. 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 regionales al funcionamiento de manantiales, ríos, niveles freáticos, etc.).

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. 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

LOCALIZACIÓN EXTERIOR

PREVENTIVA

- Desvíos de cauces. - Canales de guarda.

PASIVA ACTIVA

INTERIOR - Cunetas de banco.

- Bombas de fondo. - Sondeos desde superficie. - Pozos y galerías - Zanjas de coronación.

- Sondeos en el interior. - Zanjas en fondo de mina. - Barrenos horizontales.

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.

7.1. 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

7.1.1. 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.

Presa minera de captación de arroyos

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.

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.

Nº

Descripción

<3 m de altura

>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 Max 5:1 Min Combin ado

2:1 Max 5:1 Min 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

7

Realce adicional (m)

8

Capacidad de almacenamiento de sedimentos

9

Equipo de desagüe

10

Altura de la presa

(H + 10) /5 .05 H 0.1 Ha m /Ha afectada, o 3 años de sedimentos acumulados Mantenimiento del nivel de sedimentos Medida desde el tacón de la presa hasta la coronación

7.1.2. 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.

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.

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. 7.1.3 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.

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)

Un buen ejemplo de este método se tiene en la mina canadiense de Jeffrey en la que se extraen asbestos en una explotación a cielo abierto a una profundidad de 300 m. En esta mina, eran frecuentes grandes desplazamientos de roca por efecto de la presencia de agua, tras diversos intentos de drenaje se llegó a esta última solución, evitándose los grandes problemas geotécnicos desde 1971.

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.

7.2. 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

7.2.1. 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.

7.2.2. 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.

7.2.3. 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.

•

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.

7.2.4. 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 con el fin de evitar, en lo posible, el bombeo de los lodos y materiales de suspensión. 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 procede a la depuración de las aguas para su posterior vertido o cauces públicos o utilización industrial de la propia mina.

En la figura adjunta se representa un pozo colector con Culvert y bomba sumergible, acondicionado para época invernal con clima extremadamente riguroso.

*

7.2.5. 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 varia 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.

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.

7.2.6. 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. Esquema de bombas de sondeo

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.

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)

•

Requieren el 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.

7.2.7. Inundaciones locales Las aguas que producen inundaciones locales encharcando los fondos de corta y pistas de acceso 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.

7.2.8. 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

Agua sucia de mina

equipo de bombeo destinado al desagüe de los barrenos de voladura.

Es

una

autopropulsada,

Bombeo a superficie (Bombas especiales de sólidos)

Clarificación previa

unidad

totalmente

Lodos de baja densidad (< 10% sol. Peso)

Agua limpia

hidráulica y automatizada.

Agua sucia de mina (<2% sol. peso)

1ª Etapa decantación

El ciclo de desagüe comienza

Bombeo a superficie

descendiendo la bomba al Espesado / Filtrado (2ª y 3ª Etapa)

fondo del barreno para lo cual

Bombeo a superficie

se dispone de una polea en el extremo de un brazo. Una vez finalizado

el

desagüe,

Extracción en fase sólida

el

operador percibe una señal, procediendo seguidamente a

Bombas centrífugas

Camión / Cinta T.

Bombas de pulpas b.d.

Bombas de agua sucia

la elevación del conjunto.

8. MÉTODOS DE DESAGÜE DE MINA 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). En el diagrama de bloques siguiente se resumen los métodos de bombeo habituales.

Aún así, es imposible evitar completamente la circulación de aguas por estas labores, por lo que será necesario el diseño y construcción de las oportunas infraestructuras de canalización y conducción de aguas hasta las infraestructuras de bombeo al exterior.

Estación de bombeo fija 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.

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



CAPITULO XXXIII. LA SEGURIDAD E HIGIENE EN LA MINERÍA. Estadísticas Mineras y causas de accidentes en la minería. Definición de accidente Desde un punto de vista más general y técnico, se entiende como accidente a la ruptura del proceso normal y rutinario del trabajo, tanto de una máquina o proceso como del operador, diferenciándose del incidente en que el accidente causa daños físicos a las personas. Como casos extremos, se ha entendido y descrito como un incidente al fallo del reactor nuclear de Harrisburg, porque no hubo víctimas, y como un accidente al fallo de Chernobil porque si las hubo. Otra definición más apropiada y humana es aquella que entiende el accidente de trabajo como todo daño o lesión que el trabajador sufre con ocasión o por consecuenc ia del trabajo que ejecute. Se caracteriza porque se presenta de forma inesperada y causa una lesión de tipo traumático y de carácter instantáneo, siendo causado por un agente material o por una caída o fallo del propio trabajador. La seguridad en el trabajo, en inglés denominada Health and Safety, implica la salud o el confort en las condiciones laborales, mientras que negativamente, puede también definirse como la inversa de la frecuencia de accidentes, siendo la medida de la misma un conjunto de índices, casi siempre con referencia a las horas trabajadas en una actividad, aunque más técnica y mineramente se puede referir a las toneladas de mineral o unidades de producción de tal actividad, tales como: Tasa de frecuencia = Nº de accidentes / millón de horas trabajadas Tasa de gravedad

= Nº de víctimas por accidentes / millón de horas trabajadas.

Tasa de mortalidad = Nº de muertos / millón de horas trabajadas

La fama de siniestralidad de la minería es histórica y mítica, y no sin razón, ya que fue la primera de las grandes industrias fabriles y por ello la primera que llevó una disciplina en el trabajo, unas estadísticas y unos controles rigurosos de los sucesos e incidentes, lo que ocasionó desde un principio una cierta imagen negativa ante el público, que continua en estos tiempos especialmente en la Prensa, Radio y Televisión, que reflejan con gran detalle cualquier caso de accidente minero, sobre todo si sucede en la minería subterránea de carbón, en comparación con otras actividades más inseguras y que no son reflejadas con tanto morbo en la opinión pública. Por ejemplo; actualmente, en una sola semana los



vehículos en la carretera, y especialmente los fines de semana, ocasionan más muertes que toda la minería, durante un año en España, y sin embargo el coche y la carretera cuentan con una imagen y aceptación, popularmente, muy distintas a la negra visión que existe para las actividades extractivas. No hay artículo periodístico o película que al relatar una imagen o argumento de la minería no se asocie a la de un accidente bastante grave o mortal. ORDEN DE IMPORTANCIA DE LOS SINIESTROS POR SECTORES EN ESPAÑA ACTIVIDAD Transporte por carretera y ferrocarril:

•

Nº de muertes / año más de 5.000

Construcción y Obras públicas

más de 500

Pesca y Transporte marítimo

más de 400

Agricultura, Caza y Bosques

más de 200

Desavenencias matrimoniales

más de 60

Minas y Canteras •

entre 30 y 60

Solo mujeres

La falta de unas auténticas vocaciones mineras, cuando no un cierto interés laboral o sindical de mostrar tan solo la parte sucia, dura o peligrosa de la industria minera, ha dado lugar también a una negativa opinión interna entre los propios obreros y técnicos y de sus familias, cuando la realidad del trabajo bien hecho en una mina moderna no debe ser, actualmente, más peligroso que viajar en el metro. El colmo es la actual campaña propagandística que exige la desaparición de las minas, sin especificar en muchas ocasiones que se trata de las bombas o artificios militares enterrados en el suelo y no de las explotaciones mineras. Algunas conclusiones básicas de un profundo e histórico trabajo de análisis y de conclusiones, basado en las largas y buenas estadísticas del Mine Safety and Health Administration (MSHA) y del anterior U.S. Bureau of Mine´s (USBM) "Ac cidents cost indicator model" a lo largo de más de 150 años de control de los que existen estadísticas fiables, que adjuntamos reproducidas a través de la conexión de Internet, pueden ser establecidas con cierto rigor: 1) La frecuencia de los accidentes mineros resulta ser proporcional inversamente a la productividad y directamente al número de minas en explotación. Luego, en consecuencia se debe tender, tanto en el ámbito local como nacional o global, a aumentar el tamaño de las minas, más grandes y mejores, así como a disminuir el enorme número de pequeñas explotaciones de poca o escasa tecnología para lograr



una menor frecuencia o siniestralidad. Especialmente en aquellos productos tan abundantes como son las rocas o materiales de construcción, de los que existen demasiadas canteras o minas de piedra. 2) La seguridad de un proyecto minero parte desde el Diseño y la Ingeniería de la explotación y en la elección correcta de la maquinaria. Podría llegar a preguntarse, a escala de proyecto, cuantos accidentes se desean o que nivel de seguridad va a existir en el desarrollo y en función de ello elegir el método, el sistema y la maquinaria a emplear con una probabilidad mayor del 90% de tener anualmente tal índice de frecuencia y / o gravedad. Por ejemplo, al elegir la Minería a cielo abierto, en lugar de la subterránea, la frecuencia de los accidentes es 10 veces menor o al diseñar una explotación de carbón por el método de sutiraje, en lugar de por el método de testeros, se reduce notablemente la probabilidad de los accidentes y de víctimas.

INDICE MORTALIDAD MINERA EN USA EN MUERTOS POR MILLÓN DE HORAS TRABAJADAS

1,6 1,4 1,2 1 0,8 0,6 0,4

1991

1989

1987

1985

1983

1981

1979

1977

1975

1973

1971

1969

1967

1965

1963

1961

1959

1957

1955

1953

1951

1949

1947

1945

1943

1941

1939

1937

1935

1933

0

1931

0,2

Las estadísticas y el control deben efectuarse con una gran claridad y precisión. Son muchos los índices que intentan medir o reflejar el grado de peligrosidad o siniestralidad de un determinado sector o actividad laboral, pero el índice más claro e indiscutible es el número de muertes por millón de horas trabajadas en una actividad humana. Desgraciadamente no todos los accidentes no mortales declarados tienen la credibilidad suficiente como para servir de datos fiables y comparables con otras actividades o con otras industrias. Ya resulta difícil establecer el índice de medida apropiado y será, muy diferente si se mide por millón de horas trabajadas o por millón de toneladas producidas, pues por medio estará el grado o nivel de productividad. Algunos accidentes mineros pudieran ser provocados por el deseo de faltar al trabajo, lo cual invalidaría el control de gravedad o el



índice de frecuencia. Lamentablemente el más sincero y preciso de los índices o datos es el de las muertes o accidentes mortales por millón de horas trabajadas, lo que permite compararlo con otros sectores industriales o profesionales, aunque también puede argumentarse que siempre cabe la posibilidad del suicidio. También resulta muy útil el índice inverso de las horas de trabajo necesarias como media por fallecido, que se adjunta en el cuadro siguiente

HORAS TRANSCURRIDAS EN UNA ACTIVIDAD PARA SUFRIR UN ACCIDENTE MORTAL

ACTIVIDADES DOMESTICAS

100

FABRICA DE AUTOMOVILES

87

FABRICA DE MUEBLES

33

INDUSTRIA QUÍMICA

25

MINERIA A CIELO ABIERTO

25

VIAJAR EN TREN

20

ASTILLEROS

12,5

CONSTRUCCIONES METÁLICAS

12,5

TRABAJADOR AGRICOLA

ACTIVIDAD

10

MINERIA SUBTERRANEA

2,5

OBRERO DE FERROCARRIL

2,2

VIAJAR EN AUTOMOVIL

1,75

OBREROS DE LA CONSTRUCCIÓN

1,5

0

10

20

30

MILLONES DE

40

50

60

70

80

90

100

HORAS TRABAJADAS

Para un curso de Laboreo de Minas pueden deducirse ya tres medidas o conclusiones que pueden permitir reducir la siniestralidad en el sector minero: •

Reducir el número de las explotaciones mineras para rebajar los índices de gravedad, frecuencia y mortalidad.

•

Exigir una mayor tecnología y responsabilidad en los proyectos y en el diseño de las explotaciones mineras para mejorar la seguridad en el trabajo.

FUNDAMENTOS DE LABOREO DE MINAS •


Llevar unas estadísticas bien diferenciadas, según las sustancias explotadas y por los métodos y sistemas de trabajo utilizados, para controlar más adecuadamente las medidas correctoras necesarias para eliminar o reducir aquellas causas que sean más perjudiciales para el trabajo.

Algunas estadísticas americanas históricas publicadas por el U.S.B.M. y el M.S.H.A. señalan el siguiente resultado histórico de la minería americana: ⇒ El primer accidente estadístico controlado fue en 1.818 ⇒ En la década de 1.870 se producían unas 100 muertes por año. ⇒ En 1.900 se alcanzó el valor de 3.000 muertes/año. ⇒ En 1.925 había descendido a unos 2.500. ⇒ En la década de los años 30 bajó al nivel de 1.500. ⇒ En los años 40 durante el esfuerzo bélico ascendió hasta unos 1.750. ⇒ En la década de los 50 se logró reducir a 650. ⇒ En los 60 pasó a una cifra de unos 350. ⇒ En los años 70 la frecuencia anual subió al incrementarse el número de minas de carbón como consecuencia de la crisis energética, bajando de nuevo en los años 80, al cerrarse muchas de las pequeñas explotaciones abiertas durante la época de los altos precios del carbón. Durante ese período de más de 150 años, la producción minera se ha multiplicado por más de 250 veces y la siniestralidad ha descendido en más de 20 veces, entre otras razones como las ya expuestas por las medidas tomadas, según el U.S Bureau of Mines, basándose en una legislación normativa y a una prevención protectora de las condiciones del trabajo, así como por el control e inspección, tanto de los organismos oficiales, como por la propia presión sindical, y como ya hemos señalado por las mejoras introducidas en la productividad y mecanización de las minas. Tampoco puede negarse la fuerte influencia de las inversiones efectuadas por todas las empresas más tecnológicamente avanzadas para reducir el coste que la accidentalidad imponía sobre los resultados económicos empresariales. El coste de la siniestralidad en U.S.A. variaba para los años 80/90 entre: 1.65 $/t - 5.90 $/t para la minería de interior y 0.08 $/t - 0.58 $/t para la minería de superficie



lo que equivale a 1,25 - 3 Euros./t para una mina de interior y unas 0,06 - 0,3 Euros./t para la minería a cielo abierto, como rango de valores medios. Luego, en un sentido economista puro, vale la pena cualquier inversión que reduzca estos importantes costes mineros a los que hay que sumar los de los seguros de responsabilidad penal o civil y no menos el reflejo de una imagen más positiva y sana de la minería Las causas de los accidentes mineros, según las ya citadas estadísticas del U.S.B.M. y M.S.H.A. durante los 10 años que van desde 1975 a 1985 y actualizados en diciembre de 1992 en el Mining Engineering y que podrían ser extrapolables a la situación europea actual son: Hundimiento de techo

12.9 %

Tráfico de transporte

12.3 %

Mantenimiento eléctrico

12.3 %

Palas cargadoras

11.7 %

Vagones y volquetes

9.4 %

Excavadoras y Dragalinas

9.4 %

Cintas transportadoras

8.1 %

Mantenimiento mecánico

7.6 %

Tractores y Servicios

6.4 %

Caídas y resbalones

6.4 %

Manejo de materiales

3.5 %

En resumen, podremos concretarlas, sin incluir las que son por razones del factor humano, a grandes rasgos entre las fases más importantes del proceso de un proyecto minero en: Por causa del:

Porcentaje

DISEÑO

20 %

ARRANQUE Y CARGA

30 %

TRANSPORTE

30 %

SERVICIOS

20 %

También la serie de gráficos de las estadísticas americanas, que si algo anticuadas, pueden corresponder a la situación española de 15 años después, pueden servir como ejemplo u objetivos para unas estadísticas oficiales europeas, ya que llevan por separado las cifras de los accidentes en cielo abierto y las de interior y por otra parte separan el carbón de otros



minerales y / o metales, dando lugar a una política de control de accidentes y de sus causas más efectiva y con ello unos logros envidiables para mejorar la visión popular de la minería en América. De ellas se pueden deducir la menor siniestralidad del cielo abierto, que es del orden de unas 4 veces menor en la minería metálica y del orden de unas 2,5 veces menor en la minería de carbón, medido en millones de horas / hombre. Si se mide a través de los índices por millones de toneladas producidas, que es al fin y al cabo lo que interesa a la Sociedad, se aumenta la diferencia entre ambas, pasando a ser 10 veces más segura la minería a cielo abierto metálica que la minería de interior y para el carbón del orden de 5 veces más segura.

ESTADISTICAS AMERICANAS DE MINERÍA METÁLICA Y CARBONES POR MÉTODOS

Algunas de las causas por las que el descenso en la siniestralidad ha resultado tan espectacular en todo el mundo, e incluso en España, a pesar del aumento de la producción y de la productividad de la moderna minería, son estas:



∗ por el incremento de las operaciones a cielo abierto ∗ por el aumento del número de explotaciones por sondeos ∗ por las mejoras tecnológicas en la moderna minería subterránea Adjuntamos, actualizadas al año 1995, las estadísticas principales de siniestralidad en nuestro país, tanto por los diferentes tipos de minería, sustancias, comunidades autónomas y métodos de explotación e incluso por las principales causas de los accidentes o de los trabajos, en las que cabe destacar el importante descenso en el número de accidentes mortales a pesar del aumento de las producciones pero, al mismo tiempo, el incremento de ellos en las explotaciones a cielo abierto, aun cuando incorrectamente se incluya en ellos los accidentes de exterior en el que se introducen los de tráfico en la carretera de mineros en su camino al trabajo:

Tendencia de la mortalidad en la minería española Indice de Mortalidad

1,2 1

0,8 0,6 0,4 0,2 0 67 19

69 19

71 19

73 19

75 19

77 19

79 19

81 19

83 19

85 19

87 19

89 19

91 19

ACCIDENTES MORTALES EN LA MINERÍA ESPAÑOLA POR SUSTANCIAS

AÑO 1983 1984 1985 1986 1987 1988 1989 1990 1991 1992 1993 1994 MEDIA

CARBÖN 41 42 55 29 41 37 35 34 18 25 19 21 33,08

METALICOS 6 6 9 1 6 1 2 1 3 2 1 2 3,33

INDUSTRIALES 3 2 6 1 6 3 3 0 6 2 0 0 2,67

CANTERAS 12 7 5 7 13 24 16 19 15 9 11 13 12,58

TOTAL 62 57 75 38 66 65 56 54 42 38 31 36 51,67

93 19



ACCIDENTES EN LA MINERÍA ESPAÑOLA SEGÚN EL MÉTODO DE EXPLOTACIÓN

MÉTODO

ACCIDENTES

MUERTOS

HERIDOS 11

NUMERO TOTAL 26

VICTIMAS % S/TOTAL 21.31

CANTERAS

25

15

CORTAS

6

3

3

6

4.92

TRANSFERENCIA

3

3

0

3

2.46

OTROS CIELO ABIERTO

3

1

4

5

4.10

CÁMARAS Y PILARES

3

0

3

3

2.46

FRENTE INVERTIDO

1

1

0

1

0.82

HUNDIMIENTO

2

1

1

2

1.64

TESTEROS

40

19

26

45

36.88

FRENTE LARGO

19

9

11

20

16.39

MACIZO CORTO

7

3

5

8

6.56

OTROS MÉTODOS

1

0

2

2

1.64

111

54

68

122

100

SUBTERRÁNEOS TOTAL

CAUSAS DE LOS ACCIDENTES EN LA MINERÍA ESPAÑOLA CAUSA CAÍDA DE OBJETOS

% S /TOTAL 2.46

CAÍDAS DE PERSONAL

10.66

DESPRENDIMIENTOS

29.51

EXPLOSIVOS

4.92

ELECTRICIDAD

3.28

ARRANQUE Y EXTRACCIÓN

6.56

TRANSPORTE Y CARGA

28.69

SUBSTANCIAS

2.46

HERRAMIENTAS

4.10

AIRE COMPRIMIDO

0.82

VENTILACIÓN

2.46

OTRAS CAUSAS

4.10

TOTAL

100.00



Número de víctimas mortales en la minería española por comunidades 1989

Año COMUNIDAD

Muertos

1990

Tasa

Muertos

1991

Tasa

Muertos

1992

Tasa

1993

1994

Muertos Tasa Muertos Tasa Muertos Tasa

Andalucía

5

0.40

5

0.40

3

0.33

2

0.22

2

0.24

1

0.12

Aragón

1

0.17

3

0.52

0

0

0

0

0

0

1

0.29

Baleares

2

2.49

2

2.49

0

0

1

1.51

0

0

0

0

Canarias

0

0

1

1.80

0

0

0

0

0

0

0

0

Cantabria

1

0.51

2

1.03

2

1.04

0

0

0

0

0

0

Castilla -La Mancha

0

0

0

0

0

0.41

1

0.46

0

0

1

0.48

Castilla León

10

0.42

16

0.67

13

0.63

14

0.74

9

0.48

14

0.75

Cataluña

3

0.43

2

0.28

2

0.30

2

0.41

1

0.21

1

0.21

Extremadura

0

0

0

0

0

0

0

0

1

1.65

1

1.65

Galicia

3

0.25

6

0.50

3

0.27

2

0.18

5

0.47

3

0.28

Madrid

0

0

1

0.58

0

0

0

0

0

0

0

0

Murcia

1

0.51

1

0.51

0

0

0

0

1

0.91

1

0.91

Navarra

0

0

0

0

2

1.16

1

0.56

0

0

0

0

Rioja

0

0

0

0

0

0

0

0

0

0

0

0

País Vasco

2

0.81

2

0.81

2

1.16

1

0.58

1

0.80

2

1.60

Asturias

24

0.63

12

0.31

11

0.37

12

0.41

10

0.38

10

0.38

País Valenciano

4

1.32

1

0.33

0

0

1

5.91

0

0

1

0.32



CONCLUSIONES SOBRE LAS ESTADISTICAS MINERAS La tasa de descenso de la mortalidad, tanto en la minería americana como en la española, en los últimos 27 años ha sido de un 18,8% anual, lo que la ha convertido en una de las actividades menos arriesgadas profesionalmente, de acuerdo con las siguientes causas: Ø Incremento de la producción por medio de los métodos mineros más seguros, como el cielo abierto y los sondeos, que tienen una menor tasa de siniestralidad. Ø Descenso del peso o importancia, tanto en el tonelaje producido como por su importancia económica, de los métodos más peligrosos como los testeros en el proceso de extracción del carbón asturiano, que tiende a desaparecer lentamente. Ø Disminución del número de minas en operación, aunque continua siendo elevado el número de las canteras de materiales de construcción, lo que mantiene un porcentaje de siniestralidad en este sector Ø Aumento de los sistemas más continuos, como la extracción por sondeos o rotopalas y con ello de la productividad y disminución de la accidentalidad. Ø Control y estadísticas más precisas y específicas, con un mejor conocimiento de los métodos, sistemas y causas de los accidentes para su c orrección. Ø Leyes y reglamentos más exigentes, tanto para las empresas como para los operadores, como se verá en el próximo capítulo.



CAPITULO XXXIV. SALVAMENTO Y POLICÍA MINERA Se entiende como Policía minera al conjunto de las recomendaciones, acciones y medios para lograr el descenso de la siniestralidad y prevenir los casos de accidentes e incidentes en la minería, así como las medidas de salvamento que tomar tras el mismo. Como salvamento entendemos a aquellas acciones y medidas que deben ser tomadas tras haberse producido el accidente en la mina. Los pasos a seguir para conseguir unos buenos resultados en la prevención de los accidentes en la minería deben ser los siguientes, que constituyen las partes de esta tema 1. Aplicar la Legislación 2. Inspección y Control 3. Prevención al nivel de Cuenca / Empresa 4. Vigilancia de los Contratistas 5. Medidas de Salvamento. 1. Aplicar la Legislación La primera medida práctica de seguridad y policía minera es la aplicación, previo su conocimiento, de la Legislación básica a escala estatal, autonómica y comunitario, que consta de la siguiente normativa, que no por ser numerosa su desconocimiento exime de las responsabilidades de la empresa y de su Director responsable, llamado Facultativo: •

Ley de Minas ( 22/1973 de 21 de Julio de 1973)

•

Real Decreto de Reglamento General para el Régimen de la Minería

•

(2857/1978 de 25 de Agosto de 1978)

•

Reglamento de Policía Minera de 23 de agosto de 1934.

•

Reglamento General de Normas Básicas de Seguridad Minera.

•

RGNBSM. ( R.D. 863/1985 de 2 de abril de 1985.)

•

Estatuto del Minero (R.D. 3255/1983 de 21 de Diciembre de 1983)

•

Reglamento de explosivos (R.D. 2114/1978 de 2 de Marzo de 1978)

•

Decretos relacionados con las actividades mineras:

•

Decreto 2584/1960 de 22 de Diciembre sobre medidas de protección

•

contra la silicosis.

•

Decreto 1466/1962 de 22 de Junio en materia de explosivos

•

Decreto 416/1964 de 6 de Febrero sobre instalaciones eléctricas en la minería

FUNDAMENTOS DE LABOREO DE MINAS •


Orden de 9 de Marzo de 1971 (Ordenanza general de Seguridad e Higiene en el Trabajo)

•

Real Decreto 1403/1986 (Norma sobre la señalización de seguridad en el trabajo)

•

Real Decreto 1316/1989 de 27 de Octubre sobre Protección frente a los riesgos de exposición al ruido)

El Reglamento General de Normas Básicas de Seguridad Minera. (RGNBSM) se ha desarrollado, en la práctica, a través de las Instrucciones Técnicas Complementarias (I.T.C.) dictadas por Ordenes del Ministerio de Industria y Energía y que corresponden a cada uno de los capítulos de dicho Reglamento para su aplicación en el ámbito nacional o autonómico, aunque pueden ser ampliadas y / o mejoradas por las propias Ordenes de los Parlamentos de las Comunidades autonómicas, como ha sido llevado a cabo en las Autonomías de Asturias y Castilla - León. Además, también son de aplicación en la Minería, las normas procedentes de: q

Reglamento de Seguridad en las Máquinas (R.D. 1495/1986 de 26 de Mayo)

q

Código de la Circulación en cuanto al Tráfico en las zonas mineras.

q

Normativa emanada de la Organización Internacional del Trabajo (OIT), a través de los Convenios y las Recomendaciones en los Países Miembros con vistas a una mayor protección de los trabajadores contra los riesgos derivados de las peculiaridades laborales del sector minero.

q

Las Directivas de la Comunidad Económica Europea o Unión Europea, ya que dentro del Acta Única Europea se refleja en el título de “Política Social”, la mejora del medio del trabajo para proteger la salud y la seguridad de los trabajadores, en forma de Directivas que aprueba el Consejo, a propuesta de la Comisión, y que posteriormente se trasponen a la Legislación española y se publican en el BOE, adquiriendo carácter de obligatoriedad. Hasta la fecha se han publicado las siguientes directivas:

q

Nº 391/89 - Relativa a la aplicación de medidas para promover la mejora de la seguridad y de la salud de los trabajadores en el trabajo.

q

Nº 392/89 - Relativa a la aproximación de las legislaciones de los Estados Miembros sobre Máquinas.

q

Nº 654/89 - Relativa a las disposiciones mínimas de seguridad y de salud para la utilización por los trabajadores en los equipos de trabajo.

FUNDAMENTOS DE LABOREO DE MINAS q


Nº 656/89 - Relativa a las disposiciones mínimas de seguridad y de salud por los trabajadores en el trabajo de los equipos de protección individual.

q

Sin embargo la Directiva 654/89 excluía a la industrias extractivas por lo que se está en un periodo de propuesta de una Directiva específica de Seguridad en la Industria Extractiva. que han sido recogidas en la Ley de Prevención de riesgos Laborales, aunque mantiene la necesidad de aplicar los Reglamentos mineros vigentes en España en su Disposición Transitoria Única, que recogemos al final de esta Unidad didáctica.

q

Ley de Prevención de Riesgos Laborales 31/1995, de 8 de noviembre. B.O.E. Nº 269, de 10 de noviembre.

2. Inspección y control Aunque la primera de las inspecciones y de los controles de las operaciones mineras corresponde a los promotores y responsables de la mina, cantera o sondeo, el control e inspección oficial de los trabajos y sus condiciones de aplicación en el trabajo minero corresponden, hoy en día, al nivel autonómico; las antiguas Jefaturas de Minas, que tenían toda la responsabilidad en el ámbito de las minas, y que han sido sustituidas por los Servicios mineros de la Autonomías, con muy diferentes tipos de organización administrativa en cada autonomía. En principio deben ser los Ingenieros de Minas de los Servicios oficiales, quienes lleven a cabo las inspecciones y reflejar las recomendaciones y prescripciones obligatorias, que inscribirán en los libros de órdenes, que reglamentariamente tienen que existir en todas las explotaciones mineras. Sin embargo, en algunas autonomías, las inspecciones y el control de los proyectos, instalaciones o procesos y, lógicamente, de los incidentes y accidentes ocurridos en la minería, pueden ser realizadas por unas Entidades Colaboradoras de la Administración (E.C.A.), las que pueden levantar acta del estado de las instalaciones y de la seguridad de los procesos e informar sobre las causas de los accidentes, pero no sancionar ni parar las mismas, lo cual corresponde al Juzgado si existen muertos o a la Autoridad minera o laboral, según la organización propia de cada Territorio o Junta Autónoma. Es esta Autoridad o en su caso alguna superior, como el Ministerio de Economía, a través de la Dirección General de Política Energética y Minera, quienes proponen las Sanciones administrativas que correspondan según las leyes y los reglamentos vigentes.



3. Prevención al nivel de Cuenca / Empresa La prevención de los riesgos laborales, además del cumplimiento de las normas enunciadas en el punto 1º sobre la Legislación minera, puede y debe llevarse a cabo en un ámbito superior a la propia compañía minera, ya que al ser lo más normal que una mina no sea un fenómeno aislado, sino que en su entorno existan otras explotaciones, más o menos similares, de las sustancias explotadas e incluso en los métodos y sistemas de explotación, puedan integrarse en el ámbito de la Cuenca para compartir las técnicas de Prevención y Salvamento, que por ser unos gastos generales es conveniente que sean los menores posibles, lo cual se logra repartiendo sus costes entre varias explotaciones relativamente próximas, que puede estimarse hasta un radio de unos 50 Km. A tal fin pueden o deben crearse estructuras o departamentos conjuntos entre las empresas de una misma cuenca, con la colaboración de todos los profesionales dl sector, comités de empresa o los sindicatos locales, que podrían establecer, de común acuerdo, los siguientes propósitos u objetivos de trabajos a realizar conjuntamente: A. Reglamento General de Seguridad propio de la Cuenca. B. Normas prácticas de seguridad. C. Instrucciones específicas para la prevención y el control D. Gabinetes o Departamentos de Seguridad comunes. E. Recomendaciones e inspecciones locales y específicas de la zona. F. Brigadas comarcales de salvamento e incendios. Estaciones comunes. G. Estadísticas, Control y Análisis de datos con los Comités de empresa. H. Cursos de formación de personal y para mandos. Se adjuntan como Anexos en este capítulo dos Reglamentos de Compañías mineras, uno de una Plataforma Marina de Petróleo y otro de una Mina Metálica en que se han unificado los criterios a partir de las normas e instrucciones de minas de otros países o de Asociaciones de mineros internacionales como el Grupo Riotinto en más de 45 países o bien de la American Petroleum Institute (API) o de la Engineers Association del AIME. Es el caso de la utilización y empleo de los Explosivos, en que la formación adecuada de los artilleros, a un nivel comarcal o provincial, en gran parte con la impartición de cursos específicos y Reglamentos o ITC apropiados, ayudados por las Empresas fabricantes, como Unión Española de Explosivos, lo que ha hecho casi desaparecer los accidentes en la minería a pesar del uso de un material aparentemente tan peligroso.



De la misma manera los cursos de formación en el empleo de la maquinaria moderna, bien a través de los cursos de capacitación laboral, como el antiguo PIO o de la empresa suministradora de maquinaria como Finanzauto, han permitido el fuerte descenso de la siniestralidad en la minería a cielo abierto y también en la explotación de los sondeos petrolíferos en tierra o en la plataforma marina. En el caso de la minería subterránea, es bien conocida la Escuela - Mina del Bierzo, que ha llevado a cabo una gran labor en la formación de mineros de interior y de exterior para toda la minería de la zona Oeste de la Provincia de León. También las Escuelas de Formación Profesional para las pizarras de Valdeorras en Orense, de los graniteros de Porriño en Pontevedra y de Macael en Almería para el mármol, han mejorado el nivel de seguridad e higiene en esas famosas cuencas mineras, en una acción coordinada, a través de unos Planes Directores de la Cuenca, entre las empresas, los sindicatos y las autoridades autonómicas. 4. Vigilancia de los contratistas Es muy frecuente en la minería moderna, y cada vez más en el resto de las actividades industriales, el empleo de Empresas contratistas para labores específicas, a veces denominadas outsourcing, tanto en el interior de las plantas y explotaciones, como en el control de seguridad de bienes, laboratorios de análisis, en el transporte de los minerales hasta el mercado o en los múltiples servicios de la mina, como la albañilería, el mantenimiento mecánico y eléctrico, etc., habiéndose llegado a un claro abandono de las responsabilidades por parte del pequeño empresario minero, al que el Estado había concedido la explotación de los yacimientos, con la falsa creencia de que la muerte o el accidente también se subcontrataban y que no existía una responsabilidad subsidiaria por parte de la propiedad de la mina. Independientemente de la discutible bondad económica, para la reducción de los costes y para la flexibilidad ante los cambios, de la subcontrata de las operaciones mineras, de la que el resultado típico y tópico es, que a la larga, el que se acaba quedando con la explotación, al cabo de unos años, es el contratista y que son o han sido estos los verdaderos beneficiarios de las contratas en la mayor parte de las minas, canteras o sondeos contratados, no resulta menos cierto que la responsabilidad penal del propietario ha sido claramente dictaminada por múltiples sentencias de los Tribunales de Justicia, que los han declarado responsables subsidiarios de los daños humanos y materiales ocasionados en sus explotaciones. Muy especialmente en aquellos contratos en los que, como es normal y habitual, el Director Facultativo de la mina o del sondeo pertenecía a la



empresa propietaria o concesionaria de los derechos de explotación de una sustancia mineral. En los casos de los accidentes entre los empleados de los contratistas, aparecen los siempre difíciles problemas legales de la búsqueda de la responsabilidad civil o penal, de la que, en principio, siempre resulta como subsidiaria la empresa minera, ya que no se subcontrata la siniestralidad, por lo que el Director Facultativo de la explotación es el primer responsable penal, si las normas de seguridad de operación y desarrollo del proyecto no estaban adecuadamente establecidas o el control no es el idóneo, por lo que resulta recomendable que las normas anteriormente citadas sean recogidas en los Pliegos de Condiciones del Contrato, en unas cláusulas muy detalladas, para obligar al Contratista a llevarlas a cabo, con la clara advertencia de que puede rescindirse el contrato en caso de su incumplimiento manifiesto y reiterado. Incluso en el caso, tan frecuente de que se contrate toda la operación, es prudente y lógico, que el responsable legal o Director Facultativo de la mina o del sondeo sea un miembro de la empresa contratista, lo que significa una clara perdida de poderes del propietario. 5. Medidas de Salvamento. Las medidas de salvamento, una vez que haya sucedido un accidente en las labores mineras, vienen especificadas en los artículos correspondientes del Reglamento de Policía Minera y deben ser aplicadas a escala del Diseño, durante la ejecución del Proyecto y en la propia operación minera. En cualquiera de los casos, la primera medida es la Serenidad y recordar que la heroicidad puede conducir a mayores perdidas de personas, por lo que debe impedirse las acciones temerarias, a las que la solidaridad, pueden conducir. Las medidas de actuación y de salvamento en el ámbito de los explosivos y voladuras como ya hemos señalado, es con diferencia el que más ha reducido la siniestralidad, hasta el punto de casi desaparecer en las estadísticas de accidentes en la minería. Reproducimos a continuación el índice de los capítulos correspondientes al Reglamento General de Normas Básicas de Seguridad Minera, actualmente vigente para toda España, aunque pueda haber sido ampliado en alguna Comunidad Autónoma.



REGLAMENTO GENERAL DE NORMAS BÁSICAS DE SEGURIDAD MINERA ÍNDICE Capítulo 1. Capítulo 2.

Ámbito de aplicación y fines. Disposiciones generales. 2.1. Proyecto. 2.2. Montaje, puesta en servicio, mantenimiento e inspección.

Capítulo 3.

Medidas de salvamento. 3.1. Actuaciones en caso de accidente. 3.2. Estaciones de salvamento. Capítulo 4. Labores subterráneas. 4.1. Clasificación. 4.2. Accesos. 4.3. Extracción. 4.4. Tornos y cabrestantes. 4.5. Circulación y transporte. 4.6. Trabajos y explotaciones. 4.7. Ventilación y desagüe. 4.8. Condiciones ambientales. Capítulo 5.

Especificaciones para minas subterráneas de carbón y de labores con riesgo de explosión. 5.1. Minas de cuarta categoría. 5.2. Minas con polvo explosivo. 5.3. Minas con propensión a fuegos.

Capítulo 6.

Trabajos especiales, Prospecciones y sondeos.

Capítulo 7.

Trabajos a cielo abierto.

Capítulo 8.

Escombreras.

Capítulo 9.

Electricidad.

Capítulo 10. Explosivos. 10.1. Almacenamiento. 10.2. Utilización. 10.3. Voladuras especiales. 10.4. Disposiciones especiales para trabajos con gases o polvos inflamables o explosivos. Capítulo 11.

Establecimiento de beneficio de minerales.

Capítulo 12.

Certificaciones y homologaciones.

Capítulo 13.

Suspensión y abandono de labores.

Capítulo 14.

Competencia administrativa.

Capítulo 15.

Sanciones.



Existe, actualmente en forma de Disquetes de 3½” o CD, un programa de ordenador que recoge toda la legislación de seguridad minera más importante, incluidos los más modernos ITC incorporados en los últimos años, denominado SBIL y desarrollado por AITEMIN, al que se puede acceder directamente, bien por temas o bien por capítulos e incluso por Comunidades Autónomas, lo que permite un rápido conocimiento de las normas que se deben aplicar en cada caso, si bien no incluye el ámbito de las normas aplicables en los sondeos de petróleo, que vienen definidas, mucho más específicamente, en la Ley de Hidrocarburos y en los reglamento incorporados por las propias compañías explotadoras, como veremos en su momento. Algo parecido ocurre con algunas normas o medidas aplicables en la Minería del Uranio y sustancias radioactivas, en la que la normativa minera viene complementada por las reglamentaciones específicas de la Junta de Energía Nuclear o del Consejo de Seguridad Nuclear. Puede deducirse que por falta de normativa legal no se queda la minería y que, incluso la aplicación de toda la legislación, haría poco menos que imposible la ejecución del proyecto minero. Nos limitamos a reproducir los índices de los Reglamentos de dos compañías como ejemplos para la aplicación en una política de prevención y seguridad en los trabajos mineros de otros proyectos mineros en los que actualmente es obligatorio el Desarrollo de una Auditoria de Prevención de riesgos laborales como parte integrante del Proyecto inicial en forma parecida a las exigencias medio ambiental con las que está íntimamente relacionada.



ANEXO I REGLAS BÁSICAS DE SEGURIDAD EN UNA PLATAFORMA MARINA DE PETRÓLEO La Plataforma es una operación Offshore en las costas, un moderno y complejo equipo minero de extracción, capaz de producir y separar el agua del crudo ligero y del gas natural. Las condiciones de seguridad son muy buenas y queremos mantenerla y es por eso que le pedimos que lea este libro durante el viaje a la Plataforma y que le dará instrucciones básicas sobre el mantenimiento, acomodación y forma de trabajo y conducta a bordo de una Plataforma. La mayoría de las reglas y notas tienen como propósito dar seguridad y comodidad a todo el personal en una plataforma marina. ÍNDICE PARTE 1.- PROCEDIMIENTOS PARA VIAJAR A LA PLATAFORMA 1. Efectos personales 2. Artículos prohibidos 3. Paquetes 4. Procedimiento de embarque 5. En vuelo 6. Llegada a la plataforma 7. Procedimiento de control a la llegada a Plataforma 8. De regreso a tierra PARTE 2.- SEGURIDADEN LA PLATAFORMA 9. Disciplina y Restricciones para fumar 10. Situaciones Peligrosas 11. Alarmas de emergencia (Visuales y Audibles) 12. Cuadro orgánico en caso de emergencia 13. Labores específicas en emergencia 14. Actuación si descubre un fuego. Equipos Lucha C. l. 15. Puntos de reunión en botes salvavidas 16. Abandono 17. Chalecos salvavidas 18. Alternativa de abandono 19. Balsas salvavidas. 20. Hombre al agua 21. Aros salvavidas 22. Accidentes del personal 23. Permisos de trabajo 24. Seguridad en el lugar de trabajo 25. Limpieza 26. Ropas de protección 27. Incidentes 28. Equipos de elevación 29. Protecciones en maquinaria 30. Electricidad 31. Tuberías 32. Pruebas de presión 33. Radiografías 34. Trabajos fuera de borda 35. Reuniones de Seguridad



PARTE 3.- OTRAS INSTRUCCIONES E INFORMACIONES 36. Medicinas 37. Asistencia Médica 38. Robos 39. Objetos de Plataforma 40. Objetos Perdidos 41. Reglas de Convivencia 42. Juegos de Dinero 43. Peleas 44. Pesca 45. Cambios de Camarote 46. Quejas 47. Camarotes 48. Higiene 49. Lavandería 50. Llamadas telefónicas 51. Horario de Comidas Epílogo



ANEXO II REGLAMENTO DE SEGURIDAD DE UNA COMPAÑÍA MINERA METÁLICA ÍNDICE 1. Precauciones 2. Conducta personal 3. Contra incendios y prevención 4. Procedimiento a seguir en caso de incendio 5. Accidentes de trabajo 6. Primeros auxilios 7. Orden y limpieza 8. Ropa suelta 9. Ropa y equipo de protección 10. Equipos de seguridad 11. Tráfico (carreteras) 12. Obstáculos peligrosos 13. Bajada de cargaderos, volquetes y maquinaria 14. Uso sin autorización 15. Reparación y engrase de maquinaria en movimiento 16. Cintas transportadoras 17. Escaleras de mano 18. Dejando caer materiales 19. Aire comprimido 20. Herramientas de mano 21. Levantamiento de objetos 22. Andamiaje 23. Botellas de gases licuados o aire comprimido 24. Ganchos y cuerdas para levantamientos 25. Herramientas por disparos 26. Levantamientos mediante gatos 27. Correas de transmisión (Trapezoidales) 28. Entradas sin autorización 29. Escaleras fijas 30. Iluminación 31. Tuberías 32. Lámparas eléctricas portátiles 33. Espacios cerrados y mal ventilados 34. Ventilación adecuada 35. Entrada a tanques de productos inflamables 36. Señalización de Seguridad 37. Comités de Seguridad e Higiene 38. Dermatitis 39. Instrucciones para la salud en sitios calientes 40. Tetracloruro de Carbono 41. Electricidad 42. Aislamientos positivos eléctricos 43. Aislamientos positivos mecánicos 44. Grúas y Polipastos eléctricos 45. Sistemas de permisos de trabajos 46. Minería de Interior 47. Explosivos 48. Contratistas.



CAPITULO XXXV. MANTENIMIENTO MINERO 1.- DEFINICIÓN Y FILOSOFÍA DEL MANTENIMIENTO La tendencia creciente de la capacidad de la maquinaria hace que ésta represente un elevado costo de capital por su adquisición a la vez que aumenta la responsabilidad de cada unidad en la obtención de la producción. Por todo ello, se ha pasado a sustituir el criterio anterior de disponer de unidades de reserva por el de lograr un aumento de la disponibilidad mecánica de los equipos y por lo tanto de una utilización más saturada de ellos. Además, bien sabe quien ha dirigido una explotación, que tal criterio de reserva de unidades era bastante falso, ya que en cuanto se disponía de todos los equipos se empleaban todos y por tanto como reserva no quedaba ninguna máquina. Para aumentar el índice de disponibilidad mecánica que viene definido por la fórmula: Horas posibles de trabajo-Horas de parada por reparación D.M.= --------------------------------------------------------------------------------Horas posibles de trabajo no existe otra solución, para un trabajo planificado como es el minero, que disminuir las horas de parada en el taller o en el campo y para conseguirlo la mejor solución es prevenir las averías mediante un sistema lo más perfecto de mantenimiento preventivo (MP), esto es, sacrificando unas horas programadas para evitar unas paradas incontroladas.

Un avanzado programa de mantenimiento de los equipos mineros para obtener la producción con las menores paradas y costos, así como para reducir los inmovilizados en el almacén, rentabilizar la gran inversión y alargar la vida útil de la maquinaria debe considerar los siguientes aspectos:

-

Una selección adecuada de los equipos para obtener la producción programada.

-

Un buen entrenamiento y motivación del personal.

-

Una disponibilidad de talleres adecuados.

-

Un buen programa de mantenimiento preventivo.

-

Un gran apoyo y respaldo de un buen almacén y de la logística correspondiente.

-

Una razonable cooperación entre los departamentos de operación y mantenimiento.

-

Un sistema de comunicaciones efectivo.

-

El apoyo del centro de documentación y recopilación de datos (computadoras, etc).

Durante la fase de planificación y diseño del proyecto tanto el departamento de operación, como



el de mantenimiento e ingeniería, apoyados a su vez por el de compras, deben determinar el tipo, capacidad, número y marca de los equipos necesarios para la explotación. Como ya hemos indicado anteriormente, algunos de los criterios más importantes, que afectan al mantenimiento para la selección más adecuada de la maquinaria son:

-

La standarización y homogeneización del parque, que ofrece diversas ventajas, tales como familiarización de los operadores con los equipos, reducción del personal de mantenimiento y almacén y necesidad de un número menor de piezas de repuesto y de cursillos de especialización.

-

Apoyo de la compra por un buen servicio postventa del distribuidor en el país de la operación minera.

-

Valoración de las condiciones financieras, además de los valores técnicos y de servicio.

-

Posibilidad de adaptación en la máquina a los avances y cambios tecnológicos.

-

Valoración del número de máquinas iguales y/o similares trabajando en zonas próximas.

-

Estimar los mercados de origen, facilidad de llegada de las piezas de repuesto, acceso de factoría a mina, plazos de entrega, plazos de transporte y montaje, etc.

Un segundo aspecto que se debe observar en un avanzado programa de mantenimiento, debe ser la formación y el buen entrenamiento del personal de mantenimiento. Este punto suele estar cubierto a través de los cursillos que las propias casas vendedoras realizan, o bien por los propios de la empresa. A su vez se debe intentar motivar tanto a los operadores como a los oficiales para que sean conscientes de la importancia que tienen las labores a llevar a cabo, entre ellas las muy especiales características del mismo proyecto minero.

Pero todos estos aspectos deben estar respaldados por unos medios materiales, como son los talleres fijos o móviles y las estaciones de servicio, cuya ubicación debe ser tan próxima como se pueda a la mina, diseñados con unos criterios amplios y pensando en las posibles ampliaciones que puedan necesitarse por un aumento de la capacidad de producción futura.

Otro apoyo material indispensable lo constituye el almacén de piezas y conjuntos de repuesto y del que, volvemos a insistir, es necesario conseguir el máximo de cooperación con el departamento de mantenimiento. A su vez, este departamento tiene que trabajar estrechamente ligado con el de operación, pues la filosofía de "producción a cualquier costo" tiene que ser abolida, ya que



sólo conduce a medio plazo al cierre de la explotación o una situación crítica.

Otros dos pilares sobre los que se sostiene un buen programa de mantenimiento lo constituyen, por un lado un buen sistema de comunicaciones efectivo, teléfonos, télex, fax, etc., y por otro lado un sistema informático capaz de lograr un buen control e información correcta y en tiempo real de todos los datos necesarios para la planificación de los trabajos a llevar a cabo en cada máquina y en cada momento.

Dentro del mantenimiento programado caben distinguir actualmente dos criterios o filosofías de organización, de acuerdo con el hecho de corregir el fallo inevitable antes o después de que se produzca: 1) Mantenimiento preventivo planificado en sus dos variantes. 2) Mantenimiento correctivo mediante intercambio de conjuntos completos en: -

Horas calculadas como límites de vida del conjunto.

-

Averías y/o reparaciones. Sustitución por muerte del conjunto o pieza.

2.- MANTENIMIENTO PREVENTIVO (MP) La base de este sistema es la bien conocida frase de "más vale prevenir que curar" y es definido como un programa sistemático de revisiones al que cada unidad o cada parte de ella se somete periódicamente, antes de fallar; por ejemplo: a) Mantenimiento diario a horas fijas. b) Mantenimiento semanal en días fijos. c) Mantenimiento mensual en un día fijo coincidiendo con los anteriores. d) Mantenimiento anual en una semana fija.

Los programas del mantenimiento preventivo están basados en las recomendaciones de los fabricantes y ajustados, en base a los rendimientos reales de los equipos en operación, a la propia organización del trabajo en la empresa minera.

Para llevar a cabo un correcto MP es preciso partir de una realidad: La información del maquinista-conductor debe ser lo más completa posible, de tal forma que, además de los controles dados por todos los medios que citaremos, la propia sensibilidad humana, adecuadamente formada, nos indique las anormalidades, por pequeñas que sean, que, sin duda, son la mejor



base de las posibles averías o futuras causas de paradas. El informe del conductor, tomado diariamente por el encargado, debe pasar revista a todos los puntos capaces de ser apreciados por los seis sentidos - precisamente el más importante, el común- y tras el parte realizado u orden de trabajo, procurar la más rápida corrección de todos los puntos citados en aquel por insignificantes que parezcan, previa la comprobación del experto mecánico responsable.

Un programa de mantenimiento preventivo debe incluir básicamente los siguientes partes o informes: - Parte diario del conductor. - Orden de reparación. - Inspección de mantenimiento preventivo. - Registro e historial de reparación y mantenimiento. - Parte mensual progresivo. - Parte anual acumulado. ( Ver los anexos correspondientes )

Otra información complementaria está constituida por las órdenes de reparación que deben reflejar parcialmente en el pedido, contenido en el parte diario, las razones de la denuncia, pero siempre con la supervisión del jefe mecánico o eléctrico.

Las inspecciones del mantenimiento preventivo, que a veces se denominan "Gamma", se pueden realizar periódicamente (cada 25, 50, 100, 200, 500, 1000, etc. horas de trabajo) y conforme los intervalos sean más largos y aumente el número de las horas de funcionamiento, se van abarcando más puntos de inspección o control, hasta que, para un número de horas establecido, es necesario llevar los equipos al taller y realizar una gran revisión general desmontándolos para poder examinar más detenidamente todas aquellas partes que no son visibles desde el exterior.

En algunas otras explotaciones en lugar de llevarlo a cabo en unos períodos horarios fijos se efectúa el MP a una hora fija de un día fijo de cada semana, de cada mes o año, que permite una mejor organización del trabajo de una flota grande de unidades o máquinas.

El registro de reparaciones y mantenimiento, debe dar una explicación de los trabajos realizados al equipo, el costo aproximado de cualquier pieza sustituida, y el tiempo real necesitado para completar la reparación. Debe de existir también, en el registro una columna adicional para



escribir las observaciones y otra columna para los tiempos de "Espera por reparación".

A partir de los partes diarios y de los registros de (R) Reparaciones y (M) Mantenimiento, se confeccionan otros partes resúmenes mensuales en los que se puede deducir la eficiencia del programa de Mantenimiento y los costos relacionados con el mismo. Toda esta información debe de servir para calcular la disponibilidad real y final de las distintas unidades, y el adecuado funcionamiento del almacén por lo que se refiere a los suministros, todo ello complementado con los costos de la reparación por cada máquina o equipo.

El parte anual debe ser una recopilación o acumulación de toda la información contenida en los partes diarios y en los mensuales y constituir un claro reflejo del historial de la unidad desde su origen hasta la fecha.

En algunas explotaciones se puede llegar a dar la máxima importancia a todo lo estético y decorativo, como la pintura, los cristales y niquelados, etc, no por otra razón que por el efecto psicológico de atención que causa sobre el propio conductor y que le fuerza a descubrir cualquier otro deterioro que verdaderamente pueda llegar a ser importante para la máquina.

Una buena norma del MP es reducir al mínimo el plazo entre la denuncia-parte del conductor y su corrección por el taller; tan solo el tiempo preciso para que el mecánico disponga del material necesario para efectuar la reparación.

El control propiamente técnico que se realiza en el servicio de MP se lleva a cabo mediante: a)

La utilización de aparatos indicadores y de relojes de comprobación tales como manómetros, termómetros, etc.

b)

El análisis periódico de los aceites, midiendo su grado de contaminación, dispersión, viscosidad, color,

c)

El estudio y análisis de los consumos de grasas, gasoil, líquidos, etc., mediante el empleo adecuado de un sistema de fichas -incluido el uso de ordenadores como control y memoria de datos históricos-.

d)

Análisis de los humos de escape mediante el uso de rápidas técnicas de determinación de elementos, tales como espectrómetros. El color de los humos es un buen indicador de la combustión, un color azulado denota la presencia de aceite, mientras el color negro



revela una deficiencia de aire. e)

El control de los resultados de los ensayos con nuevos tipos de aceites o aditivos, así como de cualquier otra modificación efectuada al vehículo sobre las originales establecidas.

f)

La limpieza periódica, mediante el apropiado lavado a temperatura y presión, que permitirá observar cualquier pérdida, grieta o fuga que pueda ocultar el barro o el polvo, así como poder medir o comparar los desgastes de ciertos elementos, como cables, chapas, deformaciones o puntas, etc.

g)

Las pruebas o ensayos de la capacidad de frenado o aceleración para deducir el estado de motores y transmisiones.

h)

Comprobación de la adecuada flecha de los trenes de rodaje y de la presión de inflado de neumáticos antes de empezar a trabajar la máquina por medio de calibres, manómetros, sensores u otros medidores, etc.

i)

El empleo de dinamómetros o bancos de ensayo, que permitan medir la potencia de cada eje, motor, transmisión o punto que interesa tras una reparación.

j)

Cualquier otro método o aparato que las propias características electromecánicas de la máquina nos requiera, como medida de vibraciones o deformaciones.

Otro importante aspecto del mantenimiento preventivo está constituido por la sustitución, modificación o bien la conservación de aquellos elementos o partes de la máquina que puedan o deban ser sustituidos o mejorados, bien por no ser los más adecuados a las especiales características de la explotación o bien por aquellos avances tecnológicos que desde la adquisición del equipo o vehículo han aparecido y que se pueden llegar a incorporar al equipo. Son las modificaciones con proyecto.

Tal como hemos indicado, además de esos controles, análisis y modificaciones, es función del MP el efectuar la comprobación de los niveles de aceite, agua y grasa, así como el repostado de los mismos a los niveles fijados, la adecuada sustitución de los mismos, cuando el análisis lo aconseje o el plazo de utilización lo requiera, la comprobación de los circuitos de lubrificación y engrase de todos los puntos señalados en la ficha de control del mantenimiento.



3.- MANTENIMIENTO CORRECTIVO Y PREDICTIVO Los modernos programas de mantenimiento correctivo se basan en el criterio de "intercambios de conjuntos completos" que supone la sustitución de un órgano o parte del equipo por otro debidamente arreglado y comprobado y que se lleva a cabo.: -

Cuando se alcanzan las horas estimadas como límites de vida del conjunto o parte del equipo. PREDICTIVO

-

Cuando se produce alguna avería. En este caso estamos en el clásico mantenimiento CORRECTIVO o por avería.

Por "conjuntos completos" se deben de entender entre otros los siguientes componentes o partes de una maquina: - Motores Diesel o eléctricos completos - Transmisiones o transformadores - Convertidores o reducciones. Mandos finales - Bombas y motores hidráulicas - Compresores - Palas o cubas completas - Trenes de rodaje, barras o bocas de perforación, etc. - Cubiertas montadas en sus llantas. - Paneles de control eléctrico o electrónico - Subestaciones de transformación - Cables eléctricos en longitudes standard (1000') - Cajas de volquetes completas - Cabinas de operadores o puertas con cristales - Rodetes o cangilones.

Esta forma de proceder permite reducir al máximo el tiempo invertido en los diagnósticos y reparaciones, y la posibilidad de mandar los conjuntos averiados a los talleres especiales o de la casa fabricante, consiguiendo así reducirse el número de los especialistas necesarios en la plantilla minera y con ello los costes de reparación.

Como ya hemos indicado en otros temas anteriores, a pesar del espectacular crecimiento de la maquinaria, así como de su precio, cabe esperar que en los próximos años ese crecimiento se estanque a expensas de un diseño más sofisticado con un mayor número de componentes o



paneles electrónicos y sistemas hidráulicos de alta presión, de tal modo que el sistema de intercambio de conjuntos será más claramente necesario para lograr una mayor utilización de la maquinaria y una eficiencia más elevada con unos equipos más complejos, caros y difíciles de mantener.

Un moderno avance, dentro de las técnicas actuales de mantenimiento correctivo, es el llamado Mantenimiento Predictivo, que supone un elevado y preciso conocimiento de las duraciones de cada parte o conjunto de la máquina para lograr una programación de las sustituciones, justamente poco antes de que fueran a morir por desgaste o rotura. El empleo de la memoria histórica disponible en el ordenador, permite llegar a establecer en cada operación cual es la probabilidad de vida de cada elemento en función de aquellos conjuntos o piezas similares que anteriormente han caído. Es especialmente importante este mantenimiento predictivo para aquellas reconstrucciones, regeneraciones o revisiones programadas de carácter anual o hiperanual a que se someten las grandes plantas de concentración, trituración o las enormes palas o excavadoras de desmonte o rotopalas.

4.- CLASES DE MANTENIMIENTO La terminología que se utiliza para describir los distintos procedimientos de mantenimiento ha resultado un poco confusa por la ambigüedad de los términos. Vamos a dar aquí las definiciones más utilizadas, describiendo al mismo tiempo las distintas clases y los partes de control más habituales en el mantenimiento minero más frecuentes e importantes. A) Mantenimiento por corrección de avería o correctivo La máquina está en servicio hasta que no pueda desempeñar su trabajo normal. Una vez corregida la avería que produjo su parada no se la volverá a prestar atención hasta que no se produzca otro fallo. Existen algunos casos en los que este procedimiento puede estar justificado, como es el caso de las pequeñas canteras y obras públicas de corta duración, pero en general resulta caro y comprometido por no poder garantizarse, a medio plazo, ni las producciones ni los costos horarios por tonelada de una mina mediana o grande. B) Mantenimiento programado Consiste en la vigilancia e inspección de los puntos más débiles en unos períodos de tiempo predefinidos y que si no se realizan pueden dar lugar a una avería. Entre los diferentes tipos de mantenimientos programados destacan el preventivo y el predictivo.



C) Mantenimiento preventivo Por medio de unas inspecciones periódicas se conoce el estado de la máquina y se programan las correcciones necesarias para ser realizadas en los momentos más oportunos y antes de que se lleguen a producir las averías. D) Mantenimiento predictivo Es esencialmente un refinamiento del mantenimiento preventivo. Está basado en unas técnicas de inspección o de reconocimiento no destructivo que miden el progreso de los desgastes a lo largo del tiempo y, a través de extrapolaciones realizadas automáticamente por los ordenadores, predice el punto y momento del fallo de una forma más precisa y correcta que una fijación estadística del momento de sustitución, como ocurre en los programas normales de mantenimiento preventivo. Básicamente se realizan por el control con grandes programas de ordenador que no solo prevén los momentos y los elementos necesarios, sino que también coordinan con los almacenes y suministradores de piezas para lograr una perfecta coincidencia en tiempo de las operaciones de sustitución de conjuntos. E) Mantenimiento con proyecto o ingeniería preventiva También llamado D.O.M. (Designing Out Maintenance). Consiste en trabajar y estudiar sobre aquellos puntos o zonas de las máquinas o sistemas que originan las anomalías más frecuentes con objeto de diseñarlos de una nueva forma o con un material que reducen éstas y por tanto el tiempo y volumen del mantenimiento y su costo. Es el proceso más ingenieril y empieza por el croquizado de todas las piezas del equipo y su posible nacional zación o construcción de las partes en el país de la operación minera o en el propio taller. En general en las minas es siempre necesario reforzar el diseño de algunas de las partes de las máquinas con mayor uso o desgaste, de acuerdo con las especiales características de la roca que tiene cada mina. F) Mantenimiento de reacondicionamiento sistemático Se ocupa de remozar o recomponer aquellas máquinas o componentes que por su elevada utilización u horas de trabajo están en tales condiciones que hacen muy difícil poder conseguir un adecuado funcionamiento correcto de los mismos. Es también denominado Mantenimiento General, Recostrucción Hiperanual o "Rebumping" para volver a reacondicionar las máquinas de muy larga vida, como en el caso de las grandes perforadoras, excavadoras o Dragalinas. Es muy utilizado en el mantenimiento de la aviación comercial y en los barcos de guerra.



CAPITULO XXXVI. ORGANIZACIÓN DEL MANTENIMIENTO Dentro del organigrama general de una mina, el mantenimiento puede estar relacionado con la operación de diversas formas, pero, el propio mantenimiento tiene su propia organización. El criterio de organización de las funciones más extendido en las grandes explotaciones mineras es el de la subdivisión de las funciones basada en la especialización del personal. Así por ejemplo podemos observar el organigrama del departamento de mantenimiento de la mina de "Pinto Valley" en U.S.A. cuya producción es de unas 70.000 toneladas por día y cuyo equipo minero está integrado por: Perforadoras Excavadoras Palas cargadoras Volquetes Equipo auxiliar -

4 Eléctricas Marion M-4s de 9" de diámetro 2 PH 2100BL (15 yd3) eléctricas y 3 PH 2300 (20 yd3) eléctricas 1 Pala Dart-600 con cazo de 12 yd3 15 volquetes de 150 Ton. y 5 de 170 Ton. todos eléctricos 2 camiones de riego 769 B Caterpillar 1 camión de riego de 50 Ton Wabco 7 tractores D9, 1 tractor D8, 2 D7 y 1 D6 3 tractores de neumáticos Michigan 280 8 autobuses para transporte del personal,

ORGANIGRAMA DEL DEPARTAMENTO DE MANTENIMIENTO EN PINTO VALLEY

Este tipo de organización se caracteriza por una alta flexibilidad, facilitando la rapidez de acción y definiendo claramente la autoridad y la responsabilidad en cada nivel. La plana mayor o staff está constituida por un ingeniero jefe de mantenimiento, el jefe de ingeniería y el jefe de planificación y control. El jefe de ingeniería proporciona la asistencia técnica necesaria en todas



las facetas del programa de mantenimiento y para las reparaciones y sustituciones de los elementos, estudios de las eficiencias, detalles del mantenimiento preventivo, así como controla los programas de existencias en almacén, etc. Por otra parte, el ingeniero de planificación y control satisface los aspectos referentes a la asignación de trabajos al personal y de preparación de los equipos para obtener una gran eficiencia y utilización, así como para realizar los proyectos de sustitución, los cambios o modificaciones a introducir en el equipo o en las máquinas para su mejora y puesta al día y sobretodo el control informático de las horas y costes de las averías y reparaciones.

Semanalmente los ingenieros de planificación, de operación y del mantenimiento de la mina, se deben de reunir para fijar aquellas directrices a seguir en la semana siguiente, dando la prioridad a los puntos que son claves para obtener unos ritmos elevados, y los rendimientos y productividad deseados, y coordinando los tiempos de trabajo y de parada programados siempre con la decisión final del Director de la mina.

2.- EFECTIVIDAD DEL MANTENIMIENTO Para medir el rendimiento y la eficacia del departamento de Mantenimiento, se deben controlar diversos índices de un modo sencillo, entre los que se destacan los siguientes: -

Costo de mantenimiento y reparaciones (M y R) por tonelada o metro cúbico de material.

-

Costo de M y R por hora de operación.

-

Porcentaje del costo total operativo que corresponde al coste de M y R.

-

Número de mecánicos-hora por cada hora de operación del equipo.

-

Número de mecánicos-hora por cada 1000 toneladas o metros cúbicos de material.

-

Relación entre las horas de MP y las horas de reparaciones o de los tiempos de parada imprevistos.

-

Disponibilidad (global, efectiva, etc).

-

Influencia del mantenimiento indirecto realizado por el personal de operación o por talleres exteriores.

La disponibilidad es el factor o el índice clave del mantenimiento, pero es preciso aclarar que no sólo depende de él, pues tanto las actividades de la operación, las decisiones de los directivos y sobre todo la organización de las horas de trabajo y los repuestos disponibles en el almacén, etc, pueden influir grandemente y deben ser bien considerados a la hora de hacer un análisis de



la real disponibilidad de los equipos. Es muy importante y básico para hablar de disponibilidades haber definido claramente el propio concepto de disponibilidad ya que varia mucho entre unas y otras explotaciones, dependiendo de la organización general del trabajo en la Empresa, de los convenios colectivos, sindicatos, etc. Existen muy frecuentemente confusiones entre las denominaciones de los distintos rendimientos horarios de la maquinaria como la disponibilidad, el ritmo, la eficiencia y la utilización por lo que consideramos oportuno aclarar tales conceptos en unas definiciones de las fórmulas más comúnmente aceptadas.

3. DEFINICIÓN DE LOS ÍNDICES DE RENDIMIENTOS DE LOS EQUIPOS MINEROS -

HE = HORAS EXISTENTES = RECURSOS = 365 x 24 = 8760 Horas /año HP = HORAS PROGRAMADAS= nº días x relevos/día x horas/relevo HT = HORAS TRABAJADAS por el equipo o la flota HTc= HORAS DE TACOMETRO HPEM= HORAS PARADAS por reparación y mantenimiento

-

HORAS TRABAJADAS = HT = H P - H PEM = Horas programadas-Horas paradas por reparación y mantenimiento HP % UTILIZACIÓN = ----- .100 HE HT % DISPONIBILIDAD = ------ . 100 HP HTc % RITMO = ----- .100 HT % EFICIENCIA = UTILIZACIÓN * DISPONIBILIDAD * RITMO

4.- LOS COSTES DE MANTENIMIENTO Y REPARACIONES (M y R) Los costes de M y R quedan tan sólo justificados por la disponibilidad obtenida así como por la vida de los equipos. Como premisa fundamental, hay que señalar que los costes de M y R aumentan con la vida de la unidad, al contrario de lo que ocurre con los costes de propiedad. La combinación de ambos puede servir para calcular la vida económica del equipo y el momento de sustitución óptima del mismo.



RELACIÓN ENTRE COSTES DE AMORTIZACIÓN Y DE MANTENIMIENTO

La determinación precisa de los costes horarios no es nunca fácil realizarla, debido al gran número de parámetros que entran en juego, por lo que se hace necesario el empleo de unos sistemas informatizados en tiempo real que tienen en cuenta las entradas instantáneas de los conceptos base del coste como: - Horas de personal: propio o contratado - Asistencia técnica exterior. - Materiales de almacén - Aceites y grasas - Otros consumos.

A lo que se debe añadir una parte de azar, ya que la aparición de una avería grande puede tener lugar en cualquier momento.

Si lo representamos gráficamente los costes reales acumulados de M y R en función del número de horas trabajadas, veremos que el resultado es, en la mayoría de los CURVA DE COSTES DE MANTENIMIENTO ACUMULADOS

casos, una línea quebrada y ascendente.



No obstante, algunos autores se han atrevido a dar unas fórmulas para estimar los costes horarios del mantenimiento en la realización de un proyecto minero. Una de estas fórmulas, que más suele emplearse para la maquinaria convencional minera sobre neumáticos, como los volquetes o las palas, viene dada por la expresión:

Precio de adquisición - Precio de neumáticos Coste horario de M y R = -------------------------------------------------------------------- x FR Horas de vida x 100 en donde "FR" es un coeficiente que está tabulado en función de las condiciones de trabajo, especialmente por la dureza de la roca y del tipo de equipo, así como por el grado de calidad del mantenimiento programado y establecido. Es frecuente y habitual hacer coincidir, en las grandes minas, el coste de la amortización con el coste de mantenimiento horario, lo que equivale a establecer un factor FR igual a 100. Sin embargo, deben realizarse las provisiones o los escalonamientos de caja ya que los costes de mantenimiento no son tan regulares como los del capital.

A título orientativo indicaremos las horas de vida estimadas para los diferentes equipos mineros convencionales, que pueden usarse para un cálculo aproximado del coste horario del mantenimiento en un proyecto minero y no tan validas para las obras públicas, en las que la vida de la maquinaría suele ser menor y las condiciones de mantenimiento más precarias:

VIDA DEL EQUIPO EN HORAS

TIPO DE MANTENIMIENTO

TIPO DE MAQUINARIA

TIPO DE ENERGÍA

Alto

Medio

Bajo

Perforadora

Diesel

20.000

17.500

15.000

Perforadora

Eléctrica

50.000

40.000

30.000

Tractor orugas

Diesel

25.000

20.000

15.000

Tractor neumáticos

Diesel

30.000

25.000

20.000

Excavadora

Diesel

40.000

30.000

25.000

Excavadora

Eléctrica

50.000

40.000

30.000

Dragalina

Diesel

40.000

30.000

25.000

Dragalina

Eléctrica

50.000

40.000

30.000

Volquete minero

Diesel

35.000

30.000

25.000

Volquete minero

Diesel-eléctrico

40.000

35.000

30.000

Camión convencional

Diesel

20.000

17.500

15.000

Pala cargadora

Diesel-hidráulica

25.000

20.000

15.000



PORCENTAJE DEL VALOR DE LA MAQUINA PARA CALCULAR EL COSTE DE MANTENIMIENTO.

La determinación del factor FR en la fórmula señalada para la determinación del coste por hora de mantenimiento puede llevarse a cabo a partir del cuadro adjunto. Condiciones del trabajo

Porcentaje FR

Favorables

80

Medias o normales

100

Desfavorables

125

Muy desfavorables

150

Adjuntamos ejemplos de algunos partes del control del mantenimiento habituales en las operaciones mineras, si bien en el momento actual el proceso es completamente informatizado y controlado en tiempo real por programas estándares de ordenadores sin necesidad de rellenar tan tedioso sistema anticuado.

PIEZAS REEMPLAZADAS Nº

DESCRIPCIÓN DE LA PIEZA

Conjunto Nº

Nº de serie

PARTE DE COMPROBACIÓN DE MANTENIMIENTO PREVENTIVO FECHA

Reparación o inspección del M.P. Realizado

Horas Tacómetro

Coste Piezas

Observaciones



PARTE DIARIO Día

Mes

Año

nº Vehículo

Modelo

nº serie

Relevo

Operario

Horas de funcionamiento

Rendimiento estimado en T o m3 Trabajo

a)Tiempo perdido

servicio b)Reparación

Causas de a) Causas de b) Combustible y lubricantes añadidos Combustible

litros

Lubrificante

litros

Piezas reemplazadas Observaciones FIRMA



FICHA DE INSPECCIÓN DE M.P. 50 HORAS Equipo nº

Fecha de Inscripción

Horas del Equipo

Inspector

CABINAS, MANDOS E INDICADORES Parabrisas Retrovisor Comprobar funcionamiento de panel de instrumentos, Indicadores y mandos

PLATAFORMA SUPERIOR Radiador a: Comprobar nivel refrigerante b: Comprobar si hay fugas Tanque de aceite y sistema de lubricación automática a: Nivel de aceite b: Pérdidas y apriete de empalmes c: Reglaje del sistema de inyección Depósito de aire a: Eliminación de humedad Grupo servofreno a: Comprobar nivel de fluido y ajuste

MOTOR 1. Ventilador y deflector envolvente a: Comprobación visual poleas b: Ajuste adecuado de correas 2. Estarter a: Comprobar su lubricación 3. Turbocompresor a: Comprobación de fugas b: Comprobación manguitos y empalmes 4. Filtros de aceite y gas-oíl a: drenaje y limpieza de filtros 5. Batería a: comprobar cables y conexiones b: comprobar estado y nivel del electrolíto 6. Cárter a: comprobar nivel de aceite

A

B

C



FICHA DE INSPECCIÓN DE M.P. 50 HORAS Equipo nº

Fecha de Inscripción

Horas del Equipo

Inspector

NEUMÁTICOS Y BASTIDOR 1. Tanque hidráulico a: Comprobar nivel de aceite y fugas 2. Bastidor y caja a: comprobar presencia de fisuras y roturas 3. Depósito de combustible a: Comprobar existencia de fugas b: Llenar el depósito y comprobar indicador de combustible 4. Neumáticos a: Comprobar estado de las llantas b: Comprobar estado de neumáticos c: Comprobar presión de inflado 5. Suspensión oleoneumática a: Comprobar presión del pistón de cada amortiguador b: Comprobar fugas de aceite 6. Bomba hidráulica del eje de transmisión a: con pistola de engrase lubricar con grasa 7. Correas motrices a: Comprobar carga de dínamo y alternador

VARIOS 1. Frenos a: Comprobar nivel del líquido de frenos b: Comprobar ajuste y accionamiento de frenos 2. Otros

A

B

C



PARTE MENSUAL

Unidad nº

Mes

Final del mes Horas operadas Horas acumuladas

Año Día

Principio del mes

HORAS DE TRABAJO HORAS HORAS TOTAL POSIBLES REALES HORAS RELEVO

HORAS DE REPARACIÓN DE AVERÍA COMBUSTIBLES TIPO INSPECCIÓN ESPERA POR UNIDADES REPARACIÓN AVERÍA AUXILIARES

GAS OÍL (lts)

ACEITES ACEITE MOTOR (lts)

LUBRICANTES SISTEMA HIDRÁULICO

1ª 2ª 3ª

1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21 22 23 24 25 26 27 28 29 30 31

En ciertos casos se añade en el programa el día 32 como espacio reservado para los ajustes de desviaciones o retrasos de datos

FLUIDO TRANSMISIÓN

COSTE PIEZAS

DISPONIBILIDAD



Unidad nº

PARTE ANUAL

Año

Horas trabajadas / año Horas acumuladas

HORAS DE TRABAJO

HORAS DE REPARACIÓN DE AVERÍA

HORAS

HORAS

TOTAL

POSIBLES

RELEVO

HORAS REPARACIÓN

TIPO

INSPECCIÓN ESPERA POR AVERÍA

COMBUSTIBLES UNIDAD

GAS OÍL

AUXILIAR

(lts)

ACEITES Y LUBRICANTES ACEITE

SISTEMA

FLUIDO

COSTE

DISPONIBILIDAD

MOTOR HIDRÁULICO TRANSMISIÓN PIEZAS

1ª 2ª 3ª ENERO FEBRERO MARZO ABRIL MAYO JUNIO JULIO AGOSTO SEPTIEMBRE OCTUBRE NOVIEMBRE DICIEMBRE MES TRECE

A veces se añade el mes trece como ajuste de ciertas deviaciones que se hayan podido producir o ciertos retrasos en datos a incorporar



CAPITULO XXXVII. TALLERES MINEROS 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 deberá realizar. c) Rendimiento y productividad del personal. d) Espacio y capital disponible.

El planeamiento 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, con el taller en normal funcionamiento, dichos factores porque la marcha del mantenimiento puede hacer reconsiderar algunos parámetros de partida en el primitivo diseño.

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 o eficacia de la mano de obra, así como su mejor formación práctica.

Por supuesto que puede variar la importancia de estos tres parámetros según la maquinaria que consideremos, sin embargo, en la mayoría de los casos el tiempo de parada tiene una gran importancia económica. El lugar donde se lleva a cabo el mantenimiento es denominado Taller y pueden ser de cuatro tipos. El principal o fijo, el móvil, la estación de servicio y los talleres exteriores o contratados.

1.- TALLER PRINCIPAL DE REPARACIONES

*

Independientemente de que la empresa minera, por su antigüedad, disponga 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 existe 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 elementos esenciales sea tan sencillo como un mecano y segundo, que los elementos fundamentales del taller deben ser las máquinas de manipulación y elevación, tales como grúas, los puentes-grúa, gatos, carretillas elevadoras, apoyos, etc. No obstante, no deben olvidarse las clásicas herramientas o áreas tan imprescindibles en un taller como: -

Compresores y distribución del aire comprimido.

-

Distribución eléctrica y potencia instalada adecuada.

-

Equipos de iluminación. Buena iluminación cenital.

-

Equipos 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 tochos de acero y tuberías.

-

Afiladoras, 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 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 y 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 característica interesante en los talleres de las grandes explotaciones aisladas en áreas remotas, debe ser la instalación de algunos modernos bancos de ensayo - generalmente suministrados por los propios fabricantes de los equipos - en los que sea posible controlar



correctamente las potencias y los rendimientos de los motores, convertidores, engranajes, pares, transmisiones, inyectores, etc., tras las reparaciones. En aquellas explotaciones más próximas a zonas desarrolladas es 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.

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.

Las inversiones en los talleres principales pueden alcanzar cifras muy altas; a continuación citamos un cuadro del Surface Mining. (Precios actualizados) para tres tipos de explotaciones, según su tamaño o capacidad de producción según: Ritmo de trabajo en millones de t/año Superficie del área del taller en m2 Coste del taller equipado en Euros CUADRO DE TAMAÑO Y COSTE DE CAPITAL DE UN TALLER TAMAÑO

RITMO

SUPERFICIE

COSTO

(tpa)

(m2)

($)

2-8

2.500

1 000 000

Medio

10 - 25

15.000

8 000 000

Grande

30 - 50

25.000

15 000 000

Pequeño

Estos costos están calculados teniendo en cuenta los siguientes factores: -

Temperaturas del norte de U.S.A. Lluvias moderadas y grandes precipitaciones de nieve.

-

95 % de mantenimiento propio por la empresa minera.

-

Los equipos de herramientas, exceptuando los instrumentos de precisión especiales, que puede estimarse en unos 20 $ por Kilogramo de peso de las herramientas.



Adjuntamos los esquemas de unas plantas de talleres correspondientes a los tamaños citados en el cuadro anterior.

TALLER DE UNA MINA PEQUEÑA

TALLER MINERO DE CAPACIDAD MEDIA O GRANDE

*



La cantidad de mecánicos y eléctricos que muchas veces y ojalá muchas más podrán no tener un trabajo suficientemente justificado, ascenderá con grandes máquinas a un número igual o parecido al de operadores. Una regla de dedo muy útil es suponer 1,5 hombres por máquina y por cada tres relevos. Esto nos dará la formula de 0,25-0,30 horas de hombre de mantenimiento por cada hora de máquina trabajada, para un equipo convencional minero, y para lograr una disponibilidad del orden de un 85%.

2.-TALLERES MÓVILES O ESPECIALIZADOS Tanto las máquinas pesadas semiestáticas, como las que sufrirán las averías, grandes o pequeñas, en plena explotación sin poder llegar por sus medios hasta el taller principal, requerirán, hoy, la existencia en las minas de unos especiales talleres móviles bien preparados y con todos los útiles previsibles para las emergencias que se podrán presentar. Será normal tener unidades especializadas y diferenciadas para cada caso o flota de máquinas, como por ejemplo: -

-

Unidad móvil de engrase y reposición de aceites accionadas por compresores y con medidores de caudales. Unidad móvil cisterna para abastecimiento de combustible con equipo moto-bomba y contador. Unidades móviles electro-mecánicas para las excavadoras, dragalinas, perforadoras, así como para las mismas subestaciones de transformación eléctricas, con los siguientes suplementos: Grúas de tipo hidráulico. Cajas de herramientas normales y neumáticas. Equipos de oxicorte. Tornillos y mesas de trabajo, etc. Unidad móvil de soldadura eléctrica con los grupos generadores diesel de capacidad adecuada. Unidades móviles con compresores y motogeneradores diesel para poder emplear energía eléctrica en campo. Unidad móvil para el recambio de los cables, dientes, las cubas, cantoneras, etc.,de las excavadoras, dragalinas y de los mismos tractores. Unidad móvil para la reposición de cubiertas e inflado de los neumáticos. Ver figura adjunta. Grúas móviles diesel-eléctricas para elevación y arrastre de hasta 75 Toneladas y gran radio, según las piezas de las máquinas principales. Unidad móvil para el control y reparación del equipo eléctrico con su correspondiente utillaje normal y electrónico, comprobadores, avometros, etc.

Además y aparte de estas unidades móviles, es conveniente tener el adecuado taller, herramental o planta fija en el 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 inmediato y claro entre los talleres, las unidades móviles y las máquinas.

MAQUINA DE MOVIMIENTO DE NEUMÁTICOS EN CAMPO

3.- ESTACIÓN DE SERVICIO Y LAVADO

*

Para efectuar un adecuado mantenimiento preventivo, es preciso dividir el parque de maquinaria en dos grupos: a) Equipos móviles - Volquetes - Tractores de neumáticos - Tractores de orugas - Palas cargadoras - Mototraillas - Vehículos auxiliares (motoniveladora, camión de riego, compactador, berlina, etc.) b) Equipos pesados semiestáticos - Excavadoras - Dragalinas - Perforadoras - Subestaciones, etc. - Rotopalas



Para la asistencia y atención de los equipos más móviles, será necesario y lógico disponer de una estación de servicio y de lavado que permitirá, especialmente a los volquetes, repostar de combustible, aire, aceite y grasas, en el menor tiempo posible. Por el contrario, para el segundo grupo de los equipos pesados semiestáticos será preciso diseñar los correspondientes vehículos de engrase y revisión que llevarán hasta ellos los elementos humanos, los elementos de consumo rutinario y los materiales precisos.

MANTENIMIENTO DE UNA EXCAVADORA EN CAMPO CON EQUIPOS MÓVILES

La estación de servicio, cuyas funciones son las propias de un mantenimiento preventivo, debe disponer de: -

Tanques independientes y de capacidad suficiente para el repostado diario de gas-oil y gasolina.

-

Estación de despacho de combustible. Con el preciso control de caudales.

-

Naves de aceites y grasas sin fosos de engrase.

-

Naves o stocks de neumáticos. Maquinaria de montaje.

-

Tanques de aceites y grasas.

-

Almacén suficiente para varias semanas y previsión de recogida de los excedentes.

-

Cisternas de aceites usados.

-

Compresores de aire y bombonas de nitrógeno.

-

Instalación de distribución de aire comprimido.



-

Equipos de soldadura. Pequeños y mínimos.

-

Naves de carga de baterías y equipos eléctricos.

-

Planta de lavado con diseño para evacuar las aguas sucias y el barro, que pasará a ser un fuerte problema en ciertas épocas del año.

-

Equipos de lavado a presión y temperatura.

Dos tendencias coexisten actualmente, respecto a la forma de organización del sistema de realización del mantenimiento, en las grandes explotaciones. 1º-

Durante las horas de luz, coincidiendo con las horas de trabajo y organizado de tal modo que el tiempo preciso para las inspecciones sea el menor posible. Esta será la forma más conveniente en las explotaciones que trabajan todos los días del año y durante tres relevos por día.

2º-

Cuando se trabaja a uno o dos relevos, se podrá organizar un tercer relevo, vespertino o nocturno, que permitirá revisar y controlar todos los equipos. Este sistema provocará un real y aparente aumento de la disponibilidad.

Debemos insistir en la gran importancia del lavado o de la limpieza de la maquinaria. Quienes hayan trabajado en una gran explotación a cielo abierto conocen perfectamente la situación extrema en que las máquinas se ven obligadas a trabajar por el polvo o el barro. Y ambos suponen unos elementos que ocultarán las imperfecciones o principios de todas las averías, así como que llegan a ocasionar pérdidas de rendimiento o potencia. Si con un simple turismo utilitario, ningún propietario permite que vaya sucio o poco presentable, puede suponerse lo que debe realizarse con estos vehículos aún más necesarios, caros y útiles.

Los modernos equipos de limpieza operan con agua a vapor y presiones superiores a los 140 kg/cm2 a través de monitores o de unas lanzas con boquillas de alta presión para quitar todo el material adherido a la chapa de la máquina.

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 una mayor anchura y con una altura más que suficiente para que se puedan elevar las cajas de los volquetes. Es normal que sean abiertas por los dos lados.Existen en el mercado modelos de estaciones de servicio y lavado móviles para las grandes máquinas semi-estáticas, 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 es el control, mediante unas fichas, de los consumos de cada máquina, y no sólo del combustible, que en principio es el dato de mayor interés económico, sino también del consumo de los aceites, recogida de grasas y humos, que pueden permitir establecer un diagnóstico del estado de desgaste de los órganos internos de la máquina. De las fichas, que se han detallado en el capítulo anterior y que son la base del mantenimiento preventivo, parten los datos para un control efectivo del rendimiento, de la utilización y el ritmo de trabajo de la maquinaria, como un "feed-back" que modifica o ratifica el plan vigente del Mantenimiento Preventivo.

Especial importancia debe dársele a la planta de los neumáticos o de las orugas en el caso de ser estas el medio de transporte, pues no en vano implican, en la mayoría de los casos, un elevado porcentaje del costo del transporte, lo que a su vez es de gran importancia en el costo general. La principal función de estas plantas debe ser el control minucioso de las horas de trabajo de las diferentes marcas existentes, así como las posibilidades de recauchutado o reparación. Los neumáticos, en el stock de la estación de servicio, deberán mantenerse muy apartados de los aceites, grasas y combustibles, pues el caucho en contacto con dichos elementos se hinchará, 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.

PLANTA DE UNA ESTACIÓN DE SERVICIO MINERA

Adjuntamos la planta de un modelo clásico de una estación de servicio minera.



CAPITULO XXXVIII. CONTEXTURA TÍPICA DE LOS COSTES EN LA MINERÍA La más justa y mejor medida del éxito de una operación minera es la diferencia entre el valor de las ingresos producidos por las ventas y los costes de la producción de los minerales vendibles, incluyendo todos los conceptos que irán desde los costes normales operativos hasta los generales de administración, comercialización, capital y otros.

Dos conceptos son importantes, pues: -

El primero, que corresponde a las ventas del mineral y que viene definido por las cantidades de mineral vendido, por su contenido o ley pagable y por la cotización de la materia prima considerada, así como por la convertibilidad de la moneda en que se abona.

-

El segundo, que es el que verdaderamente nos preocupa en este tema, la definición de los componentes de la suma de los costes de todo tipo que deben ser pagados por el minero.

El buen minero se mide más y mejor por sus bajos costes que por lograr unos grandes beneficios, que en la mayor parte de las ocasiones es más bien fruto de unas cotizaciones favorables o desfavorables del mercado internacional. Sobre las cotizaciones muy poco puede actuar el minero, salvo técnicas de cartelización, que a medio plazo se pagan caras, pero sobre los costes es obligado incidir y actuar por parte del operador, y justamente es la mejor medida de la calidad de su trabajo.

Dos principios, que no dogmas, se pueden establecer sobre el tema de los costes mineros, que son siempre la suma de los costes operativos más los costes de capital.

1º)

A una mayor inversión de capital corresponden unos menores costes operativos por unidad de producto. Es la llamada economía de escala de gran importancia en la minería, si los interés financieros no son elevados.

2º)

A un mayor ritmo de producción corresponde una mayor inversión, una menor vida y un menor coste operativo. De ahí la tendencia inevitable al crecimiento de las explotaciones mineras modernas.

Estos principios son tan válidos para la minería a cielo abierto como para la subterránea o por sondeos, así como válida será la idea de que el establecimiento y la comparación de los costes mineros no es un asunto fácil, debido a la gran variedad de condiciones que se presentan en los



diferentes tipos de yacimientos y métodos, de los que no hay dos iguales, y a los que cada día se aplican más confusos principios de contabilidad y de balances.

Para llegar a obtener unas cifras realistas desde el punto de vista de control de los costes e incluso para poder establecer unas previsiones realistas en un nuevo proyecto, influyen decisivamente los cambios a corto plazo en las cotizaciones de las monedas, las variaciones en los costes financieros, los incrementos salariales, y las inflaciones relativas que se añaden a las variaciones en las condiciones de la explotación, de las mineralizaciones y de los gastos metalúrgicos. Puede, por tanto, afirmarse que lo único cierto es que los costes mineros van a cambiar en el futuro y siempre. ESTRUCTURA DE LOS COSTES DE UNA EMPRESA MINERA INVESTIGACIÓN

FACTOR DE AGOTAMIENTO ENERGIA PERSONAL OPERACIÓN REPUESTOS

EXPLOTACION

MANTENIMIENTO

DIRECTOS AMORTIZACION CAPITAL TÉCNICOS

FINANCIEROS SEGURO

COSTE TOTAL ENERGIA

INDIRECTOS

PERSONAL OPERACIÓN REPUESTOS TRATAMIENTO

MANTENIMIENTO

IMPUESTOS AMORTIZACION CAPITAL

FINANCIEROS SEGURO

Es preferible, por tanto, establecer como unidad de comparación, entre los costes, unos porcentajes sobre las actividades que representan los diferentes conceptos y procesos mineros para los varios métodos diferentes de explotación de las minas y sobre todo tener unas ideas claras de la forma en que se establecen los controles ya que, lo verdaderamente importante de la estructura del control de los costes son sus caracteres a la vez matricial, acumulativo y comparativo.



El carácter matricial viene definido por la doble entrada que supone la necesidad de controlar al mismo tiempo los conceptos y los diferentes procesos de la operación minera, que básicamente son: LOS PROCESOS Desmonte previo

LOS CONCEPTOS Supervisión y control

Pozos y galerías

Personal

Preparaciones

Operación

Perforación Voladura Entibación Carga

Materiales

Transporte Servicios Varios Relleno

Energía

Ventilación

Capital

Desagüe

Mantenimiento Repuestos Consumos Reparaciones Exteriores Eléctrica Diesel Explosivos Amortización Seguros Intereses

El carácter acumulativo de la estructura de los costes viene dado por la integración o suma de los costes de todos los meses transcurridos hasta la fecha del control, siendo en general más realistas cuanto más largo es el período acumulado, al reducirse, por el factor tiempo y por la lógica probabilidad, la tremenda incidencia de los sucesos puntuales que introducen unas fuertes desviaciones momentáneas.

Otra buena práctica de control es la comparación de los costes reales obtenidos con unos standard fijados previamente para el período medio del año o del proyecto, lo que permite dirigir la observación y la actuación sobre las desviaciones más elevadas, siendo más útil esta comparación en cuanto al control de los procesos que en cuanto a los conceptos El problema más difícil en el control de los costes mineros es la referencia a una unidad de medida, muy variable según los casos, pudiendo ser medidos bien en Euros/día, mes o año, en Euros/t de mineral o en Euro/t de material movido. Podemos, pues, recomendar, sobre todo hoy en día, con la facilidad que dan los ordenadores que se lleven los 3 controles de costes; esto es; Coste Total

-

medido en Euro/ día, mes o año

Coste minero -

"

" " Euro/ t mineral

Coste operativo -

"

" " Euro / t material movido.



justamente, así, se puede entonces en la minería a cielo abierto, medir la influencia del Ratio, que viene definido como: Coste minero R= -------------------- - 1 Coste operativo Una estructura de los costes valida, razonable y aceptable para la minería a cielo abierto en los años 80 y en España, y bastante representativa, es aquella dada por ENADIMSA en su trabajo de Actualización del Inventario de Recursos nacionales de Carbón correspondiente a 1983. Valor medio

Rango

%

%

Mano de obra y cargas sociales

24

20 - 28

Energía, combustibles y lubricantes

23

19 - 27

Materiales, repuestos y varios

24

20 - 28

Costes de capital y financieros

29

25 - 33

Siendo, en consecuencia, aceptable una fórmula polinómica para la revisión de los costes de una operación minera subcontratada del siguiente orden:

P n = P0

0.24 M

M

u 0

* 0.23

Eu E0

*0.24

Mu M0

* 0.29

Cu C0

siendo; P0, MO0, E0, C0, los índices correspondientes al momento inicial y base de la comparación y Pu, MOu, Eu, Cu, los índices en el justo momento de la revisión, en los que:

M = costes de la mano de obra E = costes de la energía M = costes de los materiales C = costes del capital.

A partir de los datos recogidos por el U.S. Bureau of Mines en su trabajo "Mines Cost Estimating System Handbook" puede establecerse el siguiente cuadro general de los costes mineros en función del método de explotación y del ritmo de trabajo (X) en toneladas cortas de material extraído por día :

FUNDAMENTOS DE LABOREO DE MINAS Método

LABOREO II Y EXPLOSIVOS Coste operativo

Por cielo abierto Corta pequeña

71.0 (X)-0.414

Corta grande

5.14 (X)-0.148

Por Interior Block Caving Corte y relleno

48.4 (X)-0.217 279.9 (X)-0.294

Cámaras y pilares

35.5 (X)-0.171

Sutirage

74.9 (X)-0.160

Subniveles

41.9 (X)-0.181

VCR

51.0 (X)-0.206

Existen unos programas comerciales de ordenador, APEX Y SHERPA, que permiten conocer los costes medios de una gran parte de sustancias y explotaciones de Estados Unidos y Canadá y que se aplican para fijar unos standard o comparaciones con nuevos proyectos y en la Asignatura de “Evaluación y Planificación minera de 5º Curso y de los mismos hemos extraido los gráficos correspondientes a una mina a cielo abierto de tamaño medio con una producción de unas 100.000 st por día

LOS COSTES OPERATIVOS POR PROCESOS (Para una mina de 100.000 st/día)

LOS COSTES OPERATIVOS POR CONCEPTOS (Para una mina de 100.000s t/día)



Adjuntamos la estructura y los costes reales de un caso minero español de una mina subterránea para la extracción de minerales polimetálicos en el más reciente año de 1990, correspondiendo cada uno de los subcuadros a los costes de operación, de mantenimiento y a los totales de la mina para dicho año y su comparación con un standard que es el fijado por el presupuesto anual.

Así mismo se acompañan los datos de los costes de una mina a cielo abierto española y los gráficos de una mina americana de un tamaño normal.

COSTE DE UNA MINA A CIELO ABIERTO EN PTAS DE JULIO 1992 CONCEPTO

COSTE POR t

ACUMULADO

COSTE STANDARD

DEL MES PERFORACIÓN

10,77

11,07

12

VOLADURA

54,86

52,36

45

ARRANQUE DIRECTO

34,21

30,88

34

CARGA Y TRANSPORTE PROPIO

71,21

72,74

65

CARGA Y TRANSPORTE CONTRATADO

80,99

101,43

85

CARGA Y TRANSPORTE TOTAL

94,46

96,87

80

COSTE DE PRODUCCIÓN MINA

152,75

154,20

150

OFICINA TÉCNICA

10,61

10,62

10

EQUIPO AUXILIAR

18,46

18,24

15

GASTOS AUXILIARES

11,87

10,60

10

OPERACIÓN MINERA

175,23

175,42

185

4,46

4,33

5

179,69

179,75

190

VARIOS DEPARTAMENTO MINERO


LABOREO II Y EXPLOSIVOS COSTE DE UNA MINA SUBTERRÁNEA EN PTAS DE1990

ARRANQUE

PERFOR

VOLAD

CARGA TRANS

RELL

SOSTEN

TRITURAC

SERVIC

TOTAL

PTA/T

STAND

% DESV

MATERIAL

7.3

10.2

38.6

12.1

8.7

28.8

1.9

21.3

129

216

200

8

PERSONAL

35.9

19.9

16.2

27.6

18.2

22.0

32.1

115

287

483

500

-1.4

ENERGÍA

2.1

0.6

0.0

0.0

0.5

0.0

4.3

6.1

14

23

25

-1.8

OPERACIÓN

EXTERNOS

0.8

0.2

0.8

2.7

38.8

5.1

5.6

47.6

102

171

150

14

AMORTIZACIÓN

4.4

6.8

0.8

2.7

2.4

13.2

8.2

11.6

50

84

85

0

TOTAL

50.4

37.8

56.5

45.1

68.6

69.2

52.1

202

582

978

960

1.9

PTA / T

85

63

95

76

115

116

88

340

978

960

1.9

MATERIAL

5.3

23.5

2.5

28.5

14.3

20.2

24.6

13.6

133

223

215

3.7

PERSONAL

4.3

21.1

2.3

20.5

11.1

18.3

8.7

20.0

106

178

160

11.2

MANTENIMIENTO

EXTERNO

5.2

8.4

1.1

11.1

7.5

4.9

21.1

15.2

74.5

125

125

0

AMORTIZACIÓN

0.1

0.5

0.1

0.4

0.2

0.4

0.2

0.5

2.4

4

4

0

TOTAL

15

53.5

6

60.5

33

44

54.5

49

316

530

504

5.1

PTA / T

25

90

10

102

56

74

92

83

530

504

5.1

MATERIAL

12.6

33.7

41.2

40.5

22.9

49

26.5

34.9

261

437

415

5.3

PERSONAL

40.2

40.9

18.5

48.1

29.3

40.3

40.8

135

394

658

660

0

TOTAL

ENERGÍA

2.1

0.6

0.0

0.0

0.5

0.0

4.3

6.1

14

23

25

-1.8

EXTERNO

6.0

8.6

1.9

13.8

46.3

10.0

26.7

62.8

176

294

275

6.9

AMORTIZACIÓN

4.5

7.3

0.9

3.2

2.7

13.7

8.4

12

53

88

89

0

1500

1464

-2.4

1375

9.1

TOTAL

65.4

91.2

62.5

105.6

101.6

113

107

251

897

PTA / T

109

152

104

176

170

189

178

420

1500

STANDARD

100

150

100

175

175

175

150

350

1375

% DESV.

9

1.01

4

1

-2.8

8

18.6

20

9.1



CAPITULO XXXIX. INVERSIÓN MINERA. INTENSIDAD DE CAPITAL 1. INTENSIDAD DE CAPITAL Se denomina INTENSIDAD DE CAPITAL a la relación entre el coste de la inversión por unidad de capacidad anual y el precio de venta de la unidad vendible o lo que es igual al valor de las ventas anuales de un año medio de producción partido por la inversión total para la puesta en marcha del proyecto completo. I --- = V

INVERSIÓN TOTAL DE PUESTA EN MARCHA ----------------------------------------------------------------VENTAS TOTALES DE UN AÑO DE PRODUCCIÓN

Un proyecto minero o de cualquier otro tipo, se denomina de baja intensidad cuando la intensidad de capital es inferior a la unidad: Ejemplo: Una mina de carbón con una producción de 1.000.000 t/año que obtendrá 40$/t de precio de venta; es de baja intensidad si la inversión total entre la explotación de la mina y la planta es inferior a 40 M $.

Un proyecto o alternativa de inversión minera es de media intensidad cuando la relación está entre 1 y 2: 1 < I/V <2 Ejemplo: Una mina de cobre con 200 M$ de inversión para una producción de 160.000 t/ año de cobre metal a un valor de 750 $/t (EXW-mina), tiene una intensidad de capital media: I/V = 200.000.000 / 160.000 x 750 = 1.66

Un proyecto o alternativa de inversión es de alta intensidad de capital cuando : I / V > 2 Ejemplo: Una proyecto de mina de oro con una producción normalizada final de 1000 kg/año de Au a un precio de venta de 1.600 Pts/g requiere una inversión total de 4.000 M. Pts y tiene por tanto un valor de I/V = 4.000/1.600 = 2,5. En el monto total de la inversión minera de la puesta en marcha tan sólo se deben incluir los costes de: -

La exploración y evaluación inicial por parte geológica

-

La compra de los terrenos, de la maquinaria, la apertura de la explotación y de los talleres por parte minera.

-

Las plantas de tratamiento o concentración y auxiliares hasta el producto final vendible en forma de un mineral lavado, concentrado o beneficiado.

-

La infraestructura de agua, energía y de transporte externo hasta el lugar de la venta.



No deben incluirse, en el cálculo de la intensidad de capital, las inversiones en plantas metalúrgicas o fundiciones, central térmica, fábrica de cementos y semitransformación, que pueden aumentar la intensidad de capital a unos elevados valores entre 4 y 7, debiendo ser considerados como unos proyectos separados del minero.

Anualmente se invierten en la minería mundial unos 150.000 millones de dólares repartidos proporcionalmente a las ventas y por tanto más de un 60% a la minería energética de hidrocarburos y carbones, un 25% a los minerales metálicos y el resto a los minerales industriales y rocas de construcción.

La tendencia actual en la minería mundial es crecer o pasar de un valor de intensidad de capital (I/V) de 2 a 4 por las siguientes razones de peso:

a)

*

Explotarse menores leyes de mineral. La necesidad del capital a invertir está más relacionada con el tonelaje anual a tratar que con la ley del mineral.

b)

Las nuevas minas están más alejadas, en áreas remotas con poca o nula infraestructura existente. Luego es necesaria una inversión mucho mayor o un coste en infraestructura de transporte a puerto, energía, viviendas y de todo el desarrollo de la zona minera.

c)

El equipo minero es cada día más sofisticado y caro lo que si bien aumenta la productividad y reduce el coste operativo, eleva mucho más el coste de capital y de la puesta en marcha del proyecto minero.

d)

Las regulaciones gubernamentales, la lucha contra la contaminación del medio ambiente y la

reducción de los problemas de siniestrabilidad, han incrementado los costes de

capital más de un 20% en la mayoría de los países desarrollados. e)

Los elevados intereses financieros que se añaden al coste total de la inversión en forma de intercalarios elevan tanto más la inversión cuanto mayor es el porcentaje del coste de capital en forma de deuda. Aunque varia, según las sustancias, el porcentaje del capital, en forma de endeudamiento en el coste final del producto minero, ha pasado a ser hoy entre el 40 y el 60%, en lugar de los antiguos proyectos que, en general en la minería no pasaban del 20%, puesto que se autofinanciaban su crecimiento en un mayor porcentaje que hoy en día.

*



2. FACTORES QUE DISTINGUEN LAS INVERSIONES MINERAS -

Los altos costes de capital, que obligan a una mayor intensidad de capital que en las inversiones en la construcción, en el comercio, en la manufactura o en la industria de transformación o turística y en los servicios. *

-

El mayor riesgo de variaciones o fluctuaciones en los precios, ventas, mercados, cotizaciones de monedas, etc

-

Un prolongado período de maduración de las inversiones. Hoy en día es normal un período entre 5 - 15 años desde el descubrimiento del criadero hasta la puesta en marcha de la operación.

-

Un valor residual de la inversión muy pequeño, por la dificultad de vender de segunda mano las concesiones o los yacimientos y menos aún las instalaciones y muy poco fácil la venta de la maquinaria.

-

Necesidad de unos gastos adicionales y continuados una vez finalizada o parada la producción (la restauración, la estabilización y control de las balsas de residuos y de las escombreras, mantenimiento de los pozos y galerías, etc.)

-

Una tecnología cara y difícil muy concentrada en muy pocas manos o grupos (poca competencia, en general)

3. LAS INVERSIONES MINERAS MÁS TÍPICAS

*

Aún cuando la variedad de las inversiones sería infinita podremos clasificarlas en principio en las siguientes -

La adquisición de una concesión o de una propiedad minera ya explorada, desarrollada o parada hace algún tiempo .

-

La inversión en exploración con una expectativa de descubrir un yacimiento. Es donde inviertan las grandes compañías mineras del mundo y alcanza unos porcentajes muy bajos (entre un 5 y un 10 %)que son pagados por el llamado factor de agotamiento.

-

El desarrollo y la construcción de una nueva mina y la compra de los terrenos necesarios para las explotaciones, las plantas y los vertederos, etc.

-

*

*

La expansión de las operaciones ya existentes o la necesaria adquisición de otras concesiones limítrofes o próximas en la cuenca para alargar la vida de la mina.

-

La renovación o la substitución de los equipos mineros y mineralúrgicos y la modernización de las plantas, de sus procesos o de sus componentes.



La modificación de los métodos, de los procesos o de las técnicas de producción y de los sistemas de extracción.

-

La permanente innovación tecnológica para reducir los costes y continuar siendo más competitivos que los otros.

-

La racionalización o reducción de las plantillas de personal para reconvertir cuencas, que han quedado fuera de rentabilidad.

INVERSIONES EN EXPLORACION EN EL AÑO 2001 RESTO MUNDO 9% ASIAPACIFICO 7%

LATINO AMERICA 28%

USA 8%

AFRICA 14%

AUSTRALIA 17% CANADA 17%

4. LA EVALUACIÓN ECONÓMICA DE LOS PROYECTOS MINEROS Y LAS PROPUESTAS DE SU FINANCIACIÓN. Algunas de las preguntas a las que se deben responder técnica y financieramente para lograr atraer las inversiones de capital hacia la minería son: -

¿Es rentable la inversión minera desde un punto de vista exclusivamente económico?

-

¿Qué otros factores no económicos han de ser tenidos en cuenta?. Sociales, políticos, estratégicos, comerciales.

-

¿Se dispone de los fondos para financiar la inversión?

-

¿Cómo se financia el proyecto? ¿Cuanto capital es propio y cuánto con préstamos?

-

¿Qué ayudas o subvenciones se pueden obtener?



5. ESTIMACIÓN DE LOS COSTES DE CAPITAL NECESARIOS EN UN PROYECTO MINERO. De acuerdo con las estimaciones efectuadas en el U.S. Bureau of Mines, publicadas en el Mining Engineering en Junio de 1994, las inversiones necesarias en Dólares USA de 1987, con un margen de error de ± 30%, para un proyecto minero en función del método deben corresponder a una cifra en $ del orden de la señalada en el cuadro siguiente en el que X es el ritmo del tonelaje (st/día) de material (mineral + estéril) para el método minero:

MÉTODO DE EXPLOTACIÓN

COSTE DE CAPITAL en DÓLARES USA de 1987

POR CIELO ABIERTO POR PEQUEÑO CIELO ABIERTO

160.000 (X)0.515 2670 (X)0.917

POR GRAN CIELO ABIERTO POR INTERIOR

64.800 (X)0.759

BLOCK CAVING CORTE Y RELLENO

1250.000 (X) 0.461 97600 (X) 0.644

CÁMARAS Y PILARES SUTIRAGE

179.000 (X)0.620

SUBNIVELES

115.000 (X)0.552

VCR

45.200 (X)0.747

6. PLANTEAMIENTO DE LA EVALUACIÓN DE UN PROYECTO MINERO En principio se deben de analizar y estudiar con detalle los siguientes criterios: -

Horizonte temporal (HT). Vida del proyecto o años de duración de las reservas o de los recursos del yacimiento objeto de la explotación.

-

Escala o dimensión (D.M.) Ritmo de explotación, en Toneladas por año. El volumen total de los fondos necesarios (inmovilizado + circulante) que absorbe el proyecto es una función directa del tonelaje anual que se pretende explotar

-

Cash-flow (CF). Flujos de caja necesarios y producidos. Movimiento de los fondos de ingresos y de gastos que genera el proyecto a lo largo de su vida operativa en unos períodos temporales.

Adjuntamos el esquema de un ciclo minero en que se pueden observar estos tres criterios básicos.



7. El CICLO DE MADURACIÓN DE UN PROYECTO MINERO El tiempo de maduración es el período de tiempo requerido desde el principio del programa de exploración hasta el momento de comienzo de los ingresos procedentes de la producción de mineral del yacimiento descubierto, y que es estimado, conservadoramente, en unos 15 años. En algunos casos el período de maduración puede ser mayor y en otros menor, sobretodo si se trata de ampliaciones en una zona minera ya en marcha.

CICLO DE LOS FLUJOS DE CAJA DE UN PROYECTO MINERO DE URANIO EN AUSTRALIA

Corresponde gráficamente a una doble curva en "S", una primera semifase para las inversiones, al principio de poca importancia, pero progresivamente crecientes, especialmente a partir del momento en que se comienza a construir la mina y la planta y otra semifase en que se producen los ingresos que deben compensar sobradamente las inversiones y los costes efectuados hasta el momento de comenzar las producciones.



Así mismo se muestra un cuadro de las probabilidades y tiempos que para la primera semifase es estimada en la minería australiana para los minerales metálicos, uranio e industriales pudiendo ser ligeramente menores en la minería energética de hidrocarburos y carbones.

ESCALA TEMPORAL DE LA EXPLORACIÓN Y EXPLOTACIÓN. FASE REGIONAL

ÁREA (Km2) 5

25 - 10

PROBABILIDAD

1-2

INFINITA

EXPLORACIÓN

10 - 3x10

2-3

106 : 1

EVALUACIÓN

500 - 103

1-5

104 : 1

0,2 - 10

2-5

103 : 1

YACIMIENTO

2-5

2:3

DETALLE DESARROLLO

4

TIEMPO (años)

Probabilidad de ÉXITO de encontrar un yacimiento al comienzo de cada fase.


LABOREO II Y EXPLOSIVO

CAPITULO XL. DETERMINACIÓN DE LA RENTABILIDAD DE LOS PROYECTOS MINEROS 1. DETERMINACIÓN DEL CASH-FLOW OPERATIVO EN MINERÍA El proceso cuantificado para la determinación de un Flujo de caja (Cash-flow), en un períodos temporal, generalmente de un año será el siguiente:

INVERSIÓN DE ACTIVOS + CAPITAL CIRCULANTE SUBVENCIÓNES DE CAPITAL -----------------------------------------INGRESOS POR VENTAS COSTES FIJOS Y VARIABLES AMORTIZACIONES = --------------------------------------------BENEFICIOS ANTES IMPUESTOS FACTOR DE AGOTAMIENTO IMPUESTOS = ---------------------BENEFICIOS TRAS IMPUESTOS + AMORTIZACIONES + FACTOR DE AGOTAMIENTO ---------------------------------------------------

T * * * * * * * * * * * * * * * * * * * * * * * R

------> SALIDAS DE FONDOS

------>ENTRADA DE FONDOS ENTRADA FONDOS - SALIDA FONDOS = CASH-FLOW OPERATIVO

GENERACION DEL FLUJO DE CAJA (CASH-FLOW) EN UNA EMPRESA MINERA

Una característica de los flujos de caja o cuentas de resultados de las compañías mineras es la doble deducción de amortizaciones correspondientes a la depreciación normal de cualquier empresa y la del factor de agotamiento que corresponde a una amortización de la masa o criadero de mineral en que se pueden deducir de impuestos todas las inversiones efectuadas en la investigación y exploración geológica hasta un porcentaje del volumen de las ventas anuales o de los beneficios brutos de acuerdo con la Ley de Fomento de la Minería, que es habitual en la mayor parte de los países con cierta tradición minera. En cualquier caso la aplicación de las



amortizaciones es una técnica fiscal y contable y la verdadera cuenta de resultados operativa no tendrá en cuenta las amortizaciones ni los factores de agotamiento.

2. DETERMINACIÓN DE LOS ÍNDICES DE RENTABILIDAD EN LOS PROYECTOS MINEROS. Existen muchos y muy variados criterios para decidir la inversión o no en un proyecto minero siendo una de las más frecuentes el mimetismo que supone ver al vecino enriquecerse y que es conocido genéricamente como "fiebre del oro", pero evidentemente en las compañías algo más serias y previsoras se actúa con unas bases de medida algo más sofisticadas, si bien hoy en día gracias a las técnicas informáticas es sencillo y rápido de ejecutar, habiendo llegado a ser comandos integrados en muchas de las hojas de cálculo habituales. En realidad estos criterios no son solo para determinar el poner en marcha una mina o sondeo sino para cualquier inversión minera por pequeña que sea. Se trata de unas normas de procedimiento empresarial para la toma más medida de las decisiones de inversión.

3. EL CRITERIO DEL VAN (VALOR ACTUAL NETO) Se denomina Valor Actual Neto o VAN a el valor, en un momento fijado, de la actualización de los flujos de caja, positivos o negativos, en que se realizará el estudio de viabilidad o que se fijará para comparación de los resultados. CFO VAN =

CF1

CFp

-------- + --------- + ...... + --------- = (1+i)0

(1+i)1

(1+i)p

Σ 0

p

CFp ---------(1+i)p

Siendo CFn el flujo de caja correspondiente del año "n" e "i" el tipo de interés del dinero estimado para el proyecto -

Para aceptar una inversión, ésta debe tener un VAN > 0

-

La mayor dificultad para aplicar este método radica en fijar la tasa de descuento "i", fácil de establecer en su valor actual pero impredecible en el largo plazo.

-

El criterio del "VAN" introduci la hipótesis de que los cash-flow intermedios se reinvertirán a la tasa "i", lo cual podrá ser muy discutible.

4. EL CRITERIO DE LA TIR (TASA INTERNA DE RENTABILIDAD) Se denomina TIR = Tipo de interés del dinero que anula el flujo de caja operativo.

FUNDAMENTOS DE LABOREO DE MINAS CFO

CF1

CFp

LABOREO II Y EXPLOSIVO CFp

-------- + --------- + ...... + --------- = Σ0 p ---------- = 0 (1+i)0

(1+i)1

(1+i)p

(1+i)p

en donde la incógnita ha pasado a ser "i". CFp Ι= Σ

---------(1+i)p

Si la inversión se produce en el año 0: Inversión I = -CF0 La TIR calculada representa el tipo de interés compuesto que se percibe durante toda la vida de la inversión por la inmovilización del capital invertido. -

La regla de decisión para la selección de proyectos cuando se evalúan según el criterio TIR, consiste en comparar su valor con una tasa de corte que expresa una rentabilidad mínima exigible, que depende del momento, del país y de la misma sustancia a explotar.

-

La TIR varia en función del grado de endeudamiento y la relación que tiene con el interés del dinero que cobran por la financiación.

-

Una hipótesis que está implícita en el calculo de la TIR, que es siempre discutible e incluso pudiera ser no admisible en algunos proyectos es la reinversión de los CF a la tasa "i".

5. ELECCIÓN DE LA TASA DE DESCUENTO MÍNIMA La tasa de actualización o de descuento se debe identificar con el coste del capital de la empresa. -

En condiciones de incertidumbre y riesgo es normal exigir una mayor productividad financiera a la inversión minera, por lo que se adoptan unas tasas más altas del orden de un 50% sobre el porcentaje anual de la inflación del país, pero no es normal exigirlo en el caso de ser una explotación habitual suministradora de materia prima a una industria, posterior y transformadora, que está en marcha, en que la TIR debe de ser positiva, pero menor que cuando se tuviera que buscar un mercado o un cliente.

-

La elección de la tasa depende básicamente de: * Interés del dinero a largo plazo. * Tendencia esperada de las cotizaciones. * Características de la empresa minera. Primaria o transformadora * País o área geográfica del yacimiento. * Moneda en la que se obtendrá el capital.



6. EL CRITERIO DEL PAY - BACK Se denomina "pay-back" o periodo de retorno del capital al tiempo en que se recupera el capital invertido. Es un criterio muy importante cuando se proyecta trabajar en países con altos riesgos políticos de inestabilidad o revolución.

Para algunos autores se determina fácilmente el Pay-back como resultado de la fórmula: PAY BACK (años) x TIR (%) = 100, pero la forma más correcta se efectua a través de la hoja de cálculo de los C.F. acumulados y actualizados, comprobando el año o momento en que pasen a ser positivos. Ejemplo: para un TIR de un 25% resulta un período de retorno del capital o pay-back de unos 4 años.

7. COMPARACIÓN ENTRE LA TIR Y EL VAN El TIR es la tasa de descuento o valor de "i" que anula el VAN de un proyecto.

CFP VAN = Σ0P ----------------------- = 0 (1+i)P

8. LA FINANCIACIÓN DE LOS PROYECTOS MINEROS Dos principios se deben tener muy en cuenta a la hora de estudiar el proyecto de financiación: -

La evaluación de los proyectos mineros debe ser independiente de su forma de financiación.

-

Sin embargo, sólo mediante una adecuada financiación puede hacerse viable un proyecto minero moderno. Por ello es normal complementar la realización del estudio de viabilidad técnico-económico con un estudio independiente de la financiación llamado, en algunos casos, ingeniería financiera.

Modernamente, en algunos grandes y arriesgados proyectos mineros (casos del Mar del Norte, Alaska, Carajas, Escondida, Gas de Siberia) que son tan grandes y tienen tal riesgo implícito, que tan sólo pueden garantizarse las enormes inversiones por la propia viabilidad, fiabilidad y calidad del proyecto ingenieril, así como por la categoría y prestigio de las empresas de ingeniería envueltas en su ejecución (Project Financing).



9. OTROS CRITERIOS DE SELECCIÓN DE INVERSIONES Además de los criterios mencionados de TIR, VAN, PAYBACK, es normal en los grandes proyectos mineros bien estudiados, someterlos a unos ANÁLISIS DE SENSIBILIDAD, para determinar las variaciones que sufrirán los resultados obtenidos en los criterios anteriores en función de las modificaciones porcentuales, que se introducirán en los principales parámetros del proyecto, tales como: - Cotizaciones de la sustancia vendible - Producciones anuales - Costes operativos y/o indirectos, especialmente del personal - Coste del dinero o interés de los prestamos de capital - Retraso temporal en la puesta en marcha - Aumento o disminución de las leyes del yacimiento

ÁRBOL DE SENSIBILIDADES DE UN PROYECTO MINERO

Si se situan los puntos o resultados obtenidos de las diferentes variaciones alrededor de la básica o del punto principal, obtenemos una gráfica, el llamado "árbol de sensibilidades", y si en cada recta o línea de las variaciones se llega a cortar el eje de abcisas obtenemos los puntos llamados "Break Even" o puntos de ruptura, que nos permitirán conocer el riesgo de la inversión o los limites de la rentabilidad. Es una forma de medir el grado de incertidumbre de la inversión minera con relación a los más temidos parámetros o de las variaciones posibles en el futuro del desarrollo del proyecto y de contestar técnica y rigurosamente a la siempre difícil pregunta de que pasa con el resultado esperado si pasa tal cosa u otra.



Precisamente la determinación del riesgo en comparación con los costes de las otras minas productoras del mismo mineral nos puede llevar a un conocimiento de nuestra posición competitiva en relación con los otros mineros o productores y en relación con las fluctuaciones de las cotizaciones. Es el criterio moderno de COMPETITIVIDAD, que trata de comparar el proyecto en estudio con los demás productores de la misma sustancia.

Conocemos de algún gran grupo minero que no acepta una inversión minera si esta no llega a obtener unos costes por debajo de los 2/3 de la cotización del mineral en el período considerado en el estudio o lo que es lo mismo si el proyecto no está en el grupo de los productores más económicos, llegando incluso a fijar el precio de venta o Break-even para el cual es preciso parar o reducir la producción y esperar a que la oferta se reduzca y equilibre la demanda para que ésta vuelva a provocar un aumento de los precios que permitirá reabrir la mina en toda su capacidad o en parte.

Una de las tendencias modernas de competitividad nos señala la necesidad de efectuar el diseño del proyecto con tal grado de flexibilidad que permita una modularización de su arranque y parada en función de la inevitable variación de las cotizaciones del mercado, esto es a mayor cotización una mayor producción y por el contrario a una menor cotización una menor producción hasta llegar al Break-even, en el que la producción debe de ser parada para no provocar la continua caída de los precios. Es, en cierto modo un reflejo de la moderna filosofía empresarial, adaptada por los japoneses y llamada J.I.T. (Just in time) y que tanto éxito está teniendo en la industria transformadora. Parece evidente que el verdadero objetivo que se persigue con esta política, es la consideración de llevar a variables la mayor parte de los costes, empezando por los del capital, en forma tal que se adaptarán a las unidades de producción extraídas en cada período de tiempo financiero, que para la minería no tiene que ser precisamente el año, sino que, en algunos casos, es hiperanual, como por ejemplo períodos quinquenales.

Adjuntamos una curva de los costes de una sustancia tan clásica como el Cobre procedente de los análisis que realizan empresas internacionales como CRU o Rosskill, que permiten situar la posición de los costes de un proyecto nuevo o de una mina en operación con relación al mercado y a los costes de otros productores.



Para que un proyecto sea admitido, según el criterio de competitividad, debe estar situado en la parte inferior de la curva, dentro del conjunto de las que tienen un coste inferior a la cotización media de la sustancia a minar para que quede un margen estable de ganancias que paguen los gastos financieros y los dividendos a los accionistas o propietarios.

CURVA DE COSTES MINEROS VERSUS PRODUCIONES DE METAL DE COBRE

*

*

Si una mina o un proyecto de producir cobre está en la parte superior de la curva puede considerarse como marginal o en peligro de ser condenada por el mercado a su cierre o a pasar por difíciles y sucesivas etapas de incertidumbre o de parada y apertura según que la oscilación de las cotizaciones y de las monedas le sea favorable o no.

*

*



CAPITULO XLI. DETERMINACIÓN DE LA CAPACIDAD DE PRODUCCIÓN DE LOS EQUIPOS DE CARGA Y DE TRANSPORTE MINEROS. 1. INTRODUCCIÓN. El coste por metro cúbico o tonelada cargada y transportada por un equipo minero, nos viene dado por la relación entre el coste horario y la producción horaria. El coste de carga y transporte viene, pues, expresado por las fórmulas siguientes según el divisor utilizado:

Coste por metro cúbico =

Coste horario del equipo -------------------------------------(Euro/m3) Producción horaria en m3

Coste por tonelada

Coste horario del equipo --------------------------------(Euro/t) Producción horaria en t

=

A continuación, tratamos en capítulos separados la determinación de la capacidad de producción y de los costes en los equipos mineros, finalizando con la determinación de los mismos en un caso real. 2. CAPACIDAD DE PRODUCCIÓN Para calcular la producción esperada de un equipo se necesita un claro conocimiento del trabajo a realizar y de la disponibilidad real de los equipos de carga y transporte existentes en el mercado. Es precisa, pues, una cuidadosa preparación de la base de datos y un análisis completo del trabajo a ejecutar. Además, para el cálculo de la producción es preciso considerar el tipo de material minero que se va a cargar y transportar. Justamente la utilización de los equipos mineros de carga y transporte es recomendable cuando:

1.-

El material a transportar es roca volada, grande, irregular, mineral pesado o una mezcla de materiales heterogéneos y variables.

2.-

La descarga se efectua sobre tolvas de dimensiones adecuadas o en un vertedero o para rellenar un vacío.

3.-

La unidad de transporte está sometida a fuertes impactos, debajo del equipo de carga y cuando las condiciones del camino sean difíciles de mantener.

4. -

Se requiere la máxima capacidad de un transporte vertical y su rápida colocación en pequeñas áreas o plantas de trituración.



3. RELACIÓN ENTRE LOS EQUIPOS DE CARGA Y TRANSPORTE Si se desea reducir el coste por m3 o tonelada movida, debemos de obtener del equipo de transporte la más alta capacidad de producción. El tiempo de parada, como sucede durante la carga debe mantenerse en el mínimo posible. Como norma general y práctica, se considera una buena relación cuando se utilicen entre 3 y 6 cubadas de la unidad de carga para llenar el equipo de transporte. Cuanto menor sea el número de cubadas y su ciclo, menor es el tiempo de parada de la unidad de transporte, siempre y cuando tengamos en cuenta que:

a/

El tamaño de la caja del volquete no debe ser ni muy pequeño, ni débil, en comparación con el tamaño del cucharón de la máquina de carga, para no destrozarla en poco tiempo.

b/

El tiempo de carga no debe ser tan corto que otra unidad de transporte no se haya situado en la posición de ser cargada, originando un excesivo tiempo de parada de la máquina de carga.

El problema se complica al existir varios puntos de carga y una flota variada de volquetes y se trata de conseguir una óptima saturación de todos ellos. Existen en las minas dos corrientes operativas a la hora de seleccionar los tamaños y el número de los equipos de carga y transporte para lograr el mejor equilibrio entre ambos:

1-

Saturación de la capacidad de carga, disponiendo del número de unidades de transporte necesarios y con un factor de cobertura. Es una corriente apropiada y recomendable para la obtención de la mayor producción posible con el empleo de las unidades de hasta unas 50 t de capacidad de volquete, como ocurre en las canteras y obras públicas.

2-

Saturación de la capacidad del transporte, teniendo las máquinas de carga sin saturar totalmente para que en ningún momento se reduzca el transporte. Es una corriente más apropiada para poder obtener el mínimo coste, como ocurre con el empleo de los grandes volquetes superiores a las 100 st de las minas grandes, con un mayor peso del coste unitario del transporte sobre el de la carga

Según el peso relativo de los costes unitarios de la carga y el transporte se tiende hacia la saturación de uno u otro elemento, pudiéndose observar, en la minería moderna, una tendencia mayor hacia la saturación del transporte a medida que se emplean unidades de acarreo de mayor capacidad.



4. FACTOR DE EFICIENCIA DEL TRABAJO EN LA PRODUCCIÓN Todo cálculo de capacidades de producción en minería debe tener en cuenta que la vida o período de trabajo considerado va a ser largo. Considerando los inevitables retrasos que aparecen en el desarrollo real de los proyectos, es muy recomendable la utilización del llamado factor de eficiencia (E) que viene definido, a su vez, por otros dos factores, uno (E1) de eficiencia del equipo con el que se trabaja y otro (E2) de organización técnica de la obra. En los cuadros 1, 2 y 3 se dan las eficiencias que se pueden obtener en condiciones operativas variables para diferentes equipos y unos niveles de organización, así como el tiempo efectivo, medido en minutos, según la eficiencia global. CUADRO 1.- FACTORES DE EFICIENCIA DE EQUIPO Y ORGANIZACIÓN CONDICIONES GENERALES

FACTOR DE EFICIENCIA DE EQUIPO E1

FACTOR DE EFICIENCIA DE ORGANIZACIÓN E2

BUENA

0,90

1,00

MEDIA

0,80

0,85

BAJA

0,70

0,65

CUADRO 2.- EFICIENCIA COMBINADA (E= E1 X E2) EFICIENCIA DEL EQUIPO (E1)

EFICIENCIA E1

ORGANIZACIÓN E2

TÉCNICA

BUENA

MEDIA

BAJA

BUENA

0,90

0,77

0,59

MEDIA

0,80

0,68

0,52

BAJA

0,70

0,60

0,45

CUADRO 3.- EQUIVALENTE EN TIEMPO DE LA EFICIENCIA EFICIENCIA (E)

1,00

0,92

0,83

0,75

0,67

0,58

0,50

TIEMPO (min/h)

60

55

50

45

40

35

30

En muchas publicaciones americanas resulta habitual emplear como factor de eficiencia la hora de 50 minutos que debemos de traducir como un factor de eficiencia combinada de 0,83 en nuestras consideraciones. Este porcentaje puede ser estimado con una mayor precisión si se determinan todas las paradas o los retrasos que puedan originarse durante el trabajo por las siguientes causas:



- Factores económicos y financieros. Calidad del equipo. - Cualidad y formación de la mano de obra. - Supervisión. Experiencia en dirección de obras. - Condiciones del trabajo (sociales y laborales). - Condiciones atmosféricas. Medias y extremas. - Paradas y retrasos. Horas de trabajo reales por relevo, por día y por año. - Organización de los repuestos y almacenes. - Amplitud de la zona de trabajo. Diseño geométrico.

5. CAPACIDAD DE CARGA Aunque la capacidad de carga se ve, en gran parte, afectada por el sistema de transporte con el que trabaja, se trata de presentar un cálculo de la capacidad de producción de la máquina de carga, independientemente del equipo de transporte, mediante la aplicación de una serie de factores correctores según las condiciones y los medios utilizados. Las fórmulas de la capacidad horaria de las palas cargadoras, excavadoras y dragalinas de ciclo discontinuo son: Producción en material suelto = ( m3s/h)

3600 * Cc * E * F * H * A ---------------------------------tc

3600 * Cc * E * F * H * A * V Producción en material en banco = -----------------------------------------(m3b/h) tc siendo: Cc = Capacidad de la cuba (m3) 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 tc = Ciclo de una cubada en segundos para la carga con máquinas continuas como las rotopalas o dragas se emplea la siguiente fórmula: Producción horaria en banco = 3600 *ω *r*n*q siendo ω = velocidad rotativa en r.p.m. r = radio del rodete n = número de cangilones o cubas q = capacidad unitaria del cangilón en t o m3

FUNDAMENTOS DE LABOREO DE MINAS a)


La capacidad de la cuba Cc es el factor que define precisamente a la máquina de carga. Puede establecerse bien en metros cúbicos o bien en toneladas, en cuyo caso la capacidad de carga viene medida en m3/h o en t/h, no siendo preciso en este último caso el factor de conversión volumétrica. Es muy conveniente y recomendable fijar claramente la unidad que se emplea de acuerdo con el sistema de control y el contrato establecido. Si el contrato establece que la producción se medirá topográficamente, es recomendable la unidad de metro cúbico en banco (m3b); si el producto final será pesado por la báscula, es preferible la unidad toneladas por hora (t/h).

b)

El factor de llenado de la cuba F, se expresa como el porcentaje de la carga media de la cuba sobre la máxima teóricamente posible según se encuentra el material apilado. En el cuadro 4 se incluyen algunos factores de llenado típicos según los materiales y el tamaño de la cuba para las excavadoras y dragalinas, mientras que en el cuadro 5 se indican los valores de F para las palas cargadoras y las excavadoras hidráulicas.

CUADRO 4.- FACTOR DE LLENADO PARA EXCAVADORAS Y DRAGALINAS TIPO DE MATERIAL EXCAVADO

EXCAVACIÓN FÁCIL EXCAVACIÓN MEDIA EXCAVACIÓN DURA MATERIAL VOLADO

Húmedo Seco

Bien Mal

FACTOR DE LLENADO CAPACIDAD DE LA CUBA (m3) 4,50 6,75 9,00 1,16 0,96 1,04 1,12 1,00 0,91

1,20 1,02 1,06 1,16 1,02 0,95

1,22 1,02 1,06 1,17 1,02 0,97

CUADRO 5.- FACTOR DE LLENADO EN PALAS Y MAQUINAS HIDRÁULICAS PALAS CARGADORAS YEXCAVADORAS HIDRÁULICAS

Agregados húmedos mezclados Agregados uniformes < 3 mm granulometría 12 - 20 mm > 42 mm Marga o arcilla húmeda Tierra Vegetal, piedras sueltas, raíces Materiales cementados Bien fragmentada Roca volada Normal Mal fragmentada

FACTOR DE LLENADO (SAE)

0.95 -1.00 0.90 -1.00 0.85 -0.90 0.90 -0.95 0.85 -0.90 1.00 -1.10 0.80 -1.00 0.85 -0.95 0.80 -0.95 0.75 -0.80 0.60 -0.65



CUADRO 6.- FACTOR DE LLENADO PARA RETROEXCAVADORAS RETROEXCAVADORAS HIDRÁULICAS

FACTOR DE LLENADO(SAE)

Marga mojada o arcilla arenosa Arena y grava Arcilla dura y resistente Roca volada bien fragmentada Roca volada mal fragmentada

c)

1.00 -1.10 0.90 -1.00 0.75 -0.85 0.60 -0.75 0.40 -0.50

El factor de corrección por altura de la carga H, tiene generalmente poca trascendencia en los trabajos mineros, al superar la altura de los bancos la mínima necesaria para la carga, salvo en la ejecución de ciertos rebajes, aperturas de bancos y trabajos especiales e incluso en algunas explotaciones en las que la altura de banco es baja para controlar la dilución del mineral.

d)

El factor de giro de la máquina A, es de una gran importancia operativa para poder mejorar la capacidad de carga y se debe aplicar cuando el ángulo descrito por la máquina desde la carga hasta la descarga que normalmente es distinto de 90º, caso en el que el factor es igual a 1. En la tabla siguiente se dan combinados los factores geométricos de la altura de carga y de giro que se emplean en la determinación de las producciones horarias para excavadoras de cables, dragalinas y excavadoras hidráulicas. % DE LA ALTURA ÓPTIMA DE CORTE

e)

ÁNGULO DE GIRO (º)

45

60

75

90

120

150

180

40

0.93

0.89

0.85

0.80

0.72

0.65

0.59

60

1.10

1.03

0.96

0.91

0.81

0.73

0.66

80

1.22

1.12

1.04

0.98

0.86

0.77

0.69

100

1.26

1.16

1.07

1.00

0.88

0.79

0.71

120

1.20

1.11

1.03

0.97

0.86

0.77

0.70

140

1.12

1.04

0.97

0.91

0.81

0.73

0.66

160

1.03

0.93

0.90

0.85

0.75

0.67

0.62

El factor de conversión volumétrica V es, sin género de dudas, el más importante de los factores que entran en la fórmula de determinación de la capacidad, sirviendo para la conversión del volumen suelto en banco o viceversa. Vs V = --------- = Vb

kg/m3 de material suelto -------------------------------------------kg/m3 de material en banco



El porcentaje de expansión P.E. es el incremento del volumen del material al pasar desde su estado natural en el banco al estado volado o suelto en la pila o montón: Vs - Vb P.E. = ---------------- x 100 = Vb

Vs ( --------- - 1 ) x 100 Vb

El factor de esponjamiento F.E. se define como la inversa del factor de conversión volumétrica. En el cuadro 7 se dan algunos de los factores más habitualmente empleados para los comunes materiales en minería. CUADRO 7.-CONVERSIÓN GRANULOMETRICA DE MATERIALES MINEROS MATERIAL

Densidad en Kg/m3 en banco

Densidad en Kg/m3 suelto

Porcentaje de expansión (P.E.)

Factor de conversión volumétrica (V)

Grava, arcilla seca

1700

1300

40

0,72

Grava, arcilla mojada

2300

1600

40

0,72

Carbón (antracita)

1450

1070

35

0,74

Tierra común y margas

1540

1250

25

0,8

Tierra y margas mojadas

2000

1600

25

0,8

Rocas bien voladas

2400

1600

50

0,67

1950-2350

1430-1730

35

0,74

Rocas blandas

1800

1350

33

0,75

Escorias

1600

1300

23

0,81

Bauxitas

1600-2600

1200-1950

33

0,75

Hormigón

1950-2500

1400-1800

40

0,72

Granito

2700

1800-1500

Yeso

3000

1720

2400-2700

1400-1600

67-75

0,60-0,57

Mármol

2750

1550-1650

67-75

0,60-0,57

Barro seco

3000

1100-1650

20

0,83

Barro húmedo

2400-2700

1500-1750

20

0,83

Pizarras

2700-2900

2100-2250

30

0,77

Mineral de hierro

2800-3500

2100-2600

33

0,75

Rocas y piedras trituradas

Caliza volada

f)

50-80 74

0,67-0,56 0,57

El ciclo de una cubada tc, para un giro de 90º, se descompone en los tiempos parciales de penetración, carga, elevación, giro, colocación, descarga, giro de vuelta, y descenso. Sin detenerse en cada uno de ellos que, básicamente, dependen de la habilidad y experiencia del maquinista, así como de las características técnicas o especificaciones de la máquina, se indican en el cuadro 8 las velocidades de giro y de elevación para las



excavadoras y dragalinas de cables. CUADRO 8.- VELOCIDADES DE GIRO Y ELEVACIÓN DE EXCAVADORAS Y DRAGALINAS EXCAVADORAS

DRAGALINAS

CAPACIDAD DE LA CUBA (m3)

VUELTAS POR MINUTO

VELOCIDAD DE ELEVACIÓN (m/min)

VELOCIDAD DE ELEVACIÓN (m/min)

VELOCIDAD DE DRAGADO (m/min)

7,5

3,92

24,4

52

47,5

15

3,57

27,5

59

50

19

3,21

25,5

60

50

25

3,00

24,4

86

48

30

2,90

24,0

90

47

Teniendo en cuenta los factores definidos podemos determinar las producciones horarias para las excavadoras y dragalinas en unas condiciones convencionales, que se reflejan en los cuadros 9 y 10 para los diferentes tamaños de cubas en estas máquinas. CUADRO 9.-

PRODUCCIÓN DE EXCAVADORAS ELÉCTRICAS DE CABLES SEGÚN LAS CONDICIONES DE CARGA ( para ángulo de giro de 90º y eficiencia del 80%)

CAPACIDAD DE CUBA (m3)

DURACIÓN DEL CICLO EN (s)

PRODUCCIÓN EN (m3/h)

Fácil

Media

Dura

Fácil

Media

Dura

6

22

27

31

600

385

225

7,5

22

27

31

750

485

280

9

23

29

33

793

528

327

12

25

30

35

972

683

412

15

27

32

38

1111

787

470

18

29

34

40

1269

900

540

21

30

35

42

1431

1020

600

24

31

37

45

1583

1103

650

30

33

40

48

1978

1379

812

36

35

42

50

2373

1655

975

42

38

46

55

2769

1931

1138

50

45

54

60

3296

2299

1354

Las producciones horarias vienen dadas en metros cúbicos banco por hora real de trabajo, por lo que deben afectarse por el porcentaje de la disponibilidad del equipo para poder utilizar las horas totales.



CUADRO 10.- PRODUCCIÓN DE DRAGALINAS Y EXCAVADORAS DE DESMONTE SEGÚN LAS CONDICIONES DE CARGA Y ARRANQUE DIRECTO DURACIÓN DEL CICLO EN (s)

PRODUCCIÓN en m3/h (banco/hora real trabajada)

CAPACIDAD DE LA CUBA (m3)

LONGITUD PLUMA (m)

Fácil

Media

Dura

Fácil

Media

Dura

7,5

50

50

60

75

432

360

288

15

75

50

60

75

864

720

576

25

85

50

65

77

1440

1108

935

55

100

55

65

80

2880

2437

1980

75

100

60

75

85

3600

2880

2541

88

122

70

90

90

3620

2982

2816

135

101

70

90

90

5554

4574

4320

(Para un ángulo de giro de 90º y una eficiencia del 80%)

En el caso de las palas cargadoras, el ciclo de una cubada se divide en 4 tiempos: - Carga del cucharón - Maniobra en V con máquina cargada - Descarga del cucharón - Maniobra en V con máquina vacía

Luego "tc" vale tc = tf + tv, en donde:

tf=

tiempo fijo (carga, descarga, giros)

tv =

tiempo variable (tiempo de recorrido de las distancias d1 y d2 de

TRAYECTO EN "V" DE LA CARGA CON PALA

marcha adelante y marcha atrás).

Estos tiempos se deben estimar a partir de los gráficos proporcionados por los fabricantes de las máquinas y compararlos con los medidos en el campo.



6. DETERMINACIÓN DE LA CAPACIDAD DE TRANSPORTE Las especificaciones técnicas de los vehículos de transporte, entre otros muchos parámetros, detallan: 1)

La capacidad de transporte en toneladas (normalmente se especifican en toneladas cortas st, que equivalen a 0.9 t.

2)

Capacidad "al ras" en metros cúbicos

3)

Capacidad colmada en metros cúbicos (SAE colmo en 3:1)

Independientemente del conocimiento de las características principales de la potencia, motor, dimensiones geométricas, transmisión, neumáticos, ejes, que pueden contemplarse en las especificaciones de las máquinas para la determinación de las capacidades de la producción y de la selección de los equipos de volquetes, es preciso analizar algunos otros factores de trabajo.

6.1.- Factores de trabajo La selección del modelo y capacidad del vehículo de transporte viene presidida por el criterio de obtener la producción requerida con el menor coste por tonelada-kilométrica. Para ello se debe realizar un análisis económico completo en el que previamente se incluyen los costes horarios directos de operación junto con los costes horarios de capital y posteriormente la determinación de la capacidad de producción horaria con el mejor conocimiento e información de las condiciones operativas. Los siguientes factores de trabajo deben ser tenidos en cuenta por el ingeniero a la hora de realizar el proyecto: 1) Producción requerida y organización del trabajo -

Toneladas por año, por día y por hora.

-

Número de relevos por día, por semana y por año

-

Porcentaje de absentismo. Festivos y vacaciones.

2) Características del material. -

Tipo de material transportado. Densidad y humedad

-

Coeficiente de esponjamiento.

-

Granulometría. Tamaños máximos, mínimos y medios.

-

Dureza, textura y abrasividad.

-

Facilidad de carga y desprendimiento de la carga.

3) Efecto de la altitud en el rendimiento del motor. -

Efecto de la temperatura ambiente sobre la refrigeración del motor, duración de los



neumáticos y características de los lubricantes. -

Efectos de las lluvias y heladas en las superficies de rodadura y en la velocidad de transporte.

4) Características de las pistas de transporte -

Longitud y pendiente en cada tramo

-

Resistencia a la rodadura.

-

Resistencia a la pendiente. Compensada y total.

-

Resistencia a la inercia.

-

Resistencia al aire.

-

Adherencia o tracción efectiva.

5) Carga. -

Amplitud de la zona de carga y estado del piso.

-

Tamaño y capacidad del equipo de carga.

-

Coeficiente de disponibilidad y utilización de los equipos de carga.

-

Maquinaria de servicios disponibles en la zona de carga.

6) Descarga -

Amplitud de la zona de descarga y estado del piso.

-

Forma de efectuar la descarga, sobre una tolva, en trituradora, en vertedero.

-

Eficiencia de los equipos auxiliares de servicios en la descarga.

7) Varios. -

Existencia de otras unidades de transporte. Homogeneidad de la flota.

-

Infraestructura minera de la zona. Talleres, almacenes, comunicaciones y servicios.

-

Calidad de los operadores. Política de formación.

-

Vida de la operación minera.

6.2.- Selección de tamaño y modelo Las siguientes consideraciones afectan a la selección del tamaño y del modelo del volquete minero: 1)

Producción horaria. Los volquetes de gran capacidad son normalmente empleados para grandes producciones o grandes recorridos con el fin de reducir la congestión de tráfico de la flota y obtener la consiguiente economía de escala. Los volquetes de menor capacidad (menos de 100 t) se deben utilizar cuando la capacidad de producción global de la flota pueda ser afectada por la ausencia de alguna de las unidades (p.e. en una flota



de cuatro volquetes, la ausencia de uno de ellos llega a provocar la pérdida de un 25% de capacidad global). 2)

Coste de la mano de obra. Cuando el coste horario del personal sea elevado existe la tendencia a emplear los grandes volquetes, reduciéndose así tanto el personal de operación como el de mantenimiento, a lo que se debe de añadir un menor coste de infraestructura social en la zona.

3)

Equipo armónico. Una flota integrada por volquetes de diferentes tamaños y modelos, trabajando con un mismo equipo de carga y vertiendo en un mismo punto provoca una reducción notable de la productividad, de la misma manera que las grandes unidades de carga con pequeños volquetes o viceversa. La relación armónica recomienda unas unidades de transporte de un tamaño entre 8 y 10 t por cada m3 de capacidad de la cuba de la máquina de carga.

4)

Requerimientos físicos. Los factores de trabajo, ya mencionados anteriormente, así como los de altura, peso, anchura, longitud y flotabilidad requeridas pueden restringir la elección de los modelos y tamaños.

5)

Diseño de las pistas y bancos. Recomendamos la lectura de el "Manual para el diseño de Pistas Mineras" editado en 1986 por el I.T.G.E. para que un inadecuado diseño no afecte o limite el tamaño de los volquetes a utilizar, por la dificultad que supone la variación de anchura de las pistas, que en el caso de unas cortas profundas llegan a repercutir gravemente en el diseño de la mina, y por tanto, en el ratio final. Las pistas, que deben ser diseñadas lo suficientemente amplias para permitir alcanzar a los volquetes una velocidad óptima de trabajo y, por tanto, poder reducir el ciclo de trabajo.

6.3.- Cálculo del ciclo básico de transporte El cálculo del ciclo básico de transporte se realiza con dos fines: 1)

Calcular las producciones para una flota de volquetes y un número de excavadoras ya existentes pero en unas nuevas condiciones de la operación minera, por cambio de los circuitos.

2)

Determinación del número de volquetes necesarios que consiguen los objetivos de producción más económica. Tanto el ciclo básico de un volquete como el representativo para una flota se subdivide en varios tiempos separados por cualquier cambio de la aceleración, geometría o actividad.



Ciclo básico del Transporte

=Tiempos fijos + Tiempos variables

TIEMPOS FIJOS

= tiempos de (carga +maniobras + descarga)

TIEMPOS VARIABLES

= tiempo de (ida + vuelta + esperas)

CICLO COMPLETO DEL TRANSPORTE

A continuación pasamos a estimar detalladamente los tiempos que integran los ciclos : 1)

Ciclo de carga. El cálculo del ciclo de carga ha sido determinado en el punto anterior y tan solo nos limitamos a añadir los valores medios del tiempo de maniobra por posicionamiento en función de cargar por uno solo de los lados de la excavadora o de los dos.

CONDICIONES DE LA OPERACIÓN DE CARGA

2)

TIEMPO por un lado (s)

TIEMPO por dos lados (s)

Favorables

9

5

Normales

18

10

Desfavorables

30

15

Tiempo de descarga. El ciclo estimado para la maniobra de parada, giro y descarga en el punto de destino se estimará en los siguientes valores medios.

CONDICIONES DE LA OPERACIÓN DE DESCARGA

TIEMPO DE DESCARGA (s)

Favorables

60

Normales

78

Desfavorables

90 - 120

FUNDAMENTOS DE LABOREO DE MINAS 3)


Tiempos variables. los tiempos de ida y retorno se calculan dividiendo en cada uno de los tramos la distancia de transporte por la velocidad media en dicho tramo.

Tiempo de transporte en un tramo (s) =

Longitud del tramo (m) ) ) ) ) ) ) ) ) ) ) ) ) )Q x 3.600 Velocidad media en km/h

Según la distancia del tramo y el perfil a recorrer, es mayor o menor el tiempo en el que se marcha a la velocidad máxima. En trayectos muy cortos incluso no da tiempo a alcanzar la velocidad óptima calculada; por ello la velocidad media en el tramo se obtiene multiplicando la velocidad máxima posible por un factor que la convierta en velocidad real. Este factor depende de ciertas variables, entre las que caben desta-

ASCENSO O DESCENSO

car, además de la experiencia del calculista, como más importantes las siguientes: -

Relación peso-potencia

-

Marcha a la que circulará, pendiente o impulso

-

El volquete parte de arranque o se encuentra en movimiento ascendente o descendente.

FACTORES DE VELOCIDAD PARA CONVERTIR LA VELOCIDAD MÁXIMA EN REAL LONGITUD DEL TRAMO (m)

TRAMO CORTO, HORIZONTAL, EN BANCO DE CARGA

UNIDAD PARTIENDO DEL PUNTO DE ARRANQUE

UNIDAD EN MOVIMIENTO AL ENTRAR EN EL TRAMO

0 - 100

0,20

0,25 - 0,50

0.50 - 0.70

100 - 225

0,30

0,35 - 0,60

0.60 - 0.75

225 - 450

0,40

0,50 - 0,65

0.70 - 8.80

450 - 700

-

0,60 - 0,70

0.75 - 0.80

750 - 1000

-

0,65 - 0,75

0.80 - 0.85

> 1000

-

0,70 - 0,85

0.80 - 0.95

La aplicación del factor de velocidad mayor, medio o menor es función básicamente de la relación peso/potencia, medida en kg/CV.

FUNDAMENTOS DE LABOREO DE MINAS FACTOR DE VELOCIDAD

LABOREO II Y EXPLOSIVOS RELACIÓN Peso / potencia (kg/CV)

Más elevado

128 - 137

Medio

155 - 182

Más bajo

4)

> 182

Las gráficas para la determinación de las velocidades proporcionadas por las especificaciones dadas por los fabricantes, que sirven para la determinación de la velocidad máxima obtenible, cargado o vacío, la marcha a la que debe circular el vehículo y fuerza de tracción disponible en las ruedas propulsoras, a partir del peso bruto del vehículo y de la pendiente compensada. Conjuntamente con la gráfica de velocidades se proporciona otra gráfica, llamada de retardación a partir de la cual se puede obtener la velocidad que es posible mantener sin utilizar los frenos de servicio, cuando el vehículo desciende por una pendiente, lo que ocurre en el caso de descenso cargado. A partir de dichas gráficas se determina en cada uno de los tramos en que se haya dividido el circuito la velocidad máxima a obtener en el mismo a la que se le aplica el factor de conversión de velocidad anteriormente citado.

5)

Tiempos de esperas. Tanto en el ciclo propio del transporte como en el de carga se producen, con frecuencia, tiempos de retraso por diferentes causas que deben ser estimados y valorados en el momento de efectuar el calculo de la flota de volquetes.

Las causas de los retrasos pueden ser las siguientes: - En el transporte:

- En ruta

+ Continuos * * * . Discontinuos

- En carga y descarga

+ * .

- Resistencia a la rodadura elevada - Resistencia a la rodadura variable - Pistas embarradas

+ * * . + * * .

-Conductores inexpertos -Largos trayectos en descenso -Pistas de un solo carril -Puntos de cruce -Curvas cerradas -Curvas múltiples -Poca visibilidad, nieblas -Puentes, gálibos, túneles

+ * .

-Colas de espera en carga o descarga -Caída de bloques



+ * * * * * * .

- En carga

-Tajo no preparado -Inexperiencia del operador de carga -Mal posicionamiento del volquete -Mala fragmentación de la voladura -Mal tiempo -Falta de acoplamiento -Falta de servicios -Caídas de tensión

Los tiempos de espera, que son aplicados en forma práctica a través de unos coeficientes de eficiencia y calculados empíricamente, valorando los tiempos destinados a imprevistos, paradas y retrasos por cualquier motivos citados anteriormente, serán análogos a los reflejados en el cuadro 3, que transformará la eficiencia en minutos trabajados por hora. Es habitual en el cálculo de capacidades de transporte el empleo de coeficiente de eficiencia del 83,3% equivalente a los 50 min/h. 6)

Coeficiente de disponibilidad. Para el cálculo de una flota de volquetes que pretende conseguir una producción determinada, deben considerarse unos tiempos destinados al mantenimiento preventivo, correctivo y predictivo, que en función del tamaño de los vehículos pueden ser con dos criterios:

1-

Para los vehículos grandes (>100 st) se establece una política de mantenimiento que permitirá alcanzar los siguientes coeficientes:

CONDICIONES DEL MANTENIMIENTO

2-

COEFICIENTE DE DISPONIBILIDAD (%)

Favorable

90

Normal

85

Desfavorable

75

Para los vehículos mineros pequeños (<100 st) se puede establecer un factor de reserva de unidades del 20%.



7..- CALCULO MANUAL La forma adecuada de realizar el cálculo de ciclos de transporte, tiempos por tramo, producciones horarias y de la flota de volquetes necesaria se podrá llevar a cabo en forma manual según se muestra en el siguiente ejemplo. CASO REAL DE UNA CANTERA DE UNA FABRICA DE CEMENTOS Especificaciones: - Producción requerida....................

500 t/h

- Capacidad de la unidad de transporte....

25,7 m3

- Carga útil en la unidad de transporte....

49,9 t

- Potencia al volante.....................

450 CV

- Peso específico del material(en banco)..

2 500 kg

- Peso específico del material(suelto)....

2 000 kg

- Factor volumétrico......................

0,80

- Unidad de carga ..................

Pala cargadora

- Capacidad de cuba.....................

5,35 m3

- Condiciones de la carga...............

Normales

- Distancia de transporte...............

2 900 m

- Distancia de vuelta...................

2 900 m

- Resistencia media a la rodadura..........

Tramo

Long

(m)

Resist.

Pendiente

rodad.

(%)

(%)

ida

vuelta

2%

Recorrido cargado

V

Recorrido vacío

F.V.

V real

t(s)

V max

F.V

Vreal

t(s)

max 1

25

2

0

0

10

0,5

5

18

72

0,2

14,4

6

2

350

2

4

-4

24

0,75

18

70,2

72

0,5

36

34,8

3

550

2

9

-9

14

0,8

11,2

177

72

0,5

36

55,2

4

500

2

6

-6

18

0,78

14,04

127,8

72

0,5

36

49,8

5

200

2

10

-10

13

0,8

10,4

69

72

0,5

36

19,8

6

900

2

5

-5

22

0,9

19,8

163,8

72

0,5

36

90

7

350

2

10

-10

13

0,8

10,4

121,2

72

0,5

36

34,8

8

25

2

0

0

13

0,7

10,4

8,4

10

0,6

6

15

TOTAL

755,4

305



Cálculo del ciclo de carga y transporte Concepto Maniobra en la zona de carga Espera Carga por pala Maniobra de salida Ciclo de ida Tramo 1 " 2 " 3 " 4 " 5 " 6 " 7 " 8 Maniobra de descarga Espera de descarga Maniobra de salida

Ciclo en s. 18,0 60,0 225,0 24,0 18,0 70,2 177,0 127,8 69,0 163,8 121,2 8,4 67,8 60,0 18,0

Ciclo de vuelta Tramo 1 " 2 " 3 " 4 " 5 " 6 " 7 " 8 Cruces y esperas

15,0 34,8 90,0 19,8 49,8 55,2 34,8 6,0 60,0

CICLO TOTAL DE CARGA Y TRANSPORTE EN SEGUNDOS

1603,8

3600 x 0,85 x 49,9 152694 Producción horaria por volquete = --------------------------- = --------------- = 95.2 t/h 1603,8 1603,8 Producción requerida Flota de Volquetes =--------------------------------------- = Producción por volquete

500 t/h ------------ = 5,5 unid. 95,2 t/h

Para una disponibilidad media del 85% la flota necesaria es de 6,17 unidades.

Para una disponibilidad media del 80% la flota necesaria es de 6,90 unidades por lo cual el equipo recomendado es de 7 unidades.



8- CÁLCULO POR ORDENADOR La aparición de los ordenadores personales de gran velocidad de cálculo ha contribuido a su aplicación para el cálculo de los ciclos de carga y transporte sobre todo en las grandes minas y para la mejor selección de los equipos y la determinación conjunta de los costes de capital y de operación más conveniente.

Sin entrar en el detalle de los programas existentes en el mercado si recomendaremos la aplicación de los programas denominados CATSOFT, que permitirán sucesivamente establecer las especificaciones de la maquinaria, la comparación entre las diferentes alternativas y la estimación y el análisis de las inversiones y de los costes de los equipos mineros.

ESQUEMA DE UN CENTRO DE CONTROL INFORMATIZADO

Para el cálculo del ciclo de transporte se emplea generalmente la técnica de la simulación que puede clasificarse bien en determinista, bien en estocástica.

La simulación determinista emplea unos valores constantes para los diversos parámetros - por ejemplo, velocidad del volquete en una pendiente dada, etc.- y puede evaluar la influencia de la utilización de volquetes de distintas capacidades y/o potencias de motores diferentes, que operan en las mismas pistas. También el efecto sobre la alternativa de utilizar equipos de carga de diferente capacidad de la cuba se pueden analizar en esta simulación. La ventaja de esta



simulación determinista es que requiere una mínima cantidad de datos y que el programa del ordenador es relativamente simple. Por el contrario la principal desventaja es que no simula un "modelo real" de la operación ya que no incluye las variaciones de los rendimientos inherentes a los grandes equipos mineros.

La simulación estocástica permite por el contrario, considerar los rendimientos de los sistemas de carga y transporte. El programa calcula los ciclos para cada unidad de carga y transporte y puede incluir los tiempos de espera o de cola debidos a las interferencias de los equipos de la flota. El ciclo completo resulta ser la suma de tiempos elementales calculados a partir de las curvas de distribución, que se disponen según una ley logarítmica normal.

Desde otro punto de vista, la simulación puede ser realizada a tres escalas diferentes : de detalle, normal y a largo plazo. La simulación de detalle o microsimulación trabaja con intervalos de tiempos medidos en segundos, y estudia, metro a metro, las cambiantes características del perfil de las pistas de la mina. Es idónea para la resolución de algunos problemas operativos tales como la situación de los stocks, preferencias, cruces, etc.

La simulación normal que es, lógicamente, más rápida que la anterior y puede resultar más completa ya que se han realizado algunas simplificaciones de averías, colas en la trituración primaria, etc.

Finalmente la simulación a gran escala o macrosimulación que es la idónea para estudiar la sensibilidad de los distintos parámetros (velocidades, capacidades, costes, etc.) que concurren en el proceso del transporte ante la variación de los rendimientos producidos por las nuevas situaciones del diseño, pendientes, distancias, etc., sin necesidad de emplear demasiado tiempo de ordenador como se requiere si se simulase a una escala de más detalle.

Actualmente la E.T.S.I. de Minas de Madrid dispone de un conjunto de programas de ordenador suministrados por la firma Finanzauto S.A., procedentes de CATERPILLAR y denominados CATSOFT, que permiten determinar, mediante simulación, los ciclos de carga y transporte, así como los costes horarios y unitarios de una operación minera y comparar las diferentes alternativas que se pueden establecer.



CAPITULO XLII. DETERMINACIÓN DE LOS COSTES DE PRODUCCIÓN Si bien el verdadero coste de producción de un equipo sólo se llega a conocer al final de su vida útil, intentaremos realizar aquellas estimaciones que deben tenerse en cuenta para tener una idea aproximada del coste horario, que dividiéndolo por la producción horaria, calculada en el capítulo anterior, nos da el coste de producción.

En primer lugar debe considerarse el coste de inversión de capital en base a la vida y a la amortización del equipo, al que luego se añade el coste de operación propiamente dicho. 1. Amortización Para el cálculo del coste horario de amortización se debe partir del precio total de la máquina situada y montada en obra, deduciendo el valor de los elementos de consumo como neumáticos, dientes, barras o bocas en el caso de perforación, y así mismo el valor residual, que en la mayor parte de los proyectos mineros se considera nulo o valor de chatarra. El coste de amortización resulta de dividir el valor anterior por la vida estimada de la máquina o equipo.

Coste de Amortización = (€/h)

Valor de Adquisición - Valor residual - Valor fungibles -------------------------------------------------------------------------------Vida

2. Vida Se estima como vida de un equipo, la duración en horas antes de su sustitución, que es función del grado de calidad del mantenimiento que ha sufrido durante toda la etapa operativa. Adjuntamos un cuadro de la vida normal de la principal maquinaria minera en función del tipo o nivel de su mantenimiento. DURACIÓN DEL EQUIPO EN HORAS TIPO DE MAQUINARIA

TIPO DE MANTENIMIENTO

TIPO DE ENERGÍA

Alto

Medio

Bajo

Perforadora

Diesel

20000

17500

15000

Perforadora

Eléctrica

50000

40000

30000

Tractor de orugas

Diesel

25000

20000

15000

Tractor neumáticos

Diesel

30000

25000

20000

Excavadora

Diesel

40000

30000

25000

Excavadora

Eléctrica

50000

40000

30000

Dragalina

Diesel

40000

30000

25000

Dragalina

Eléctrica

50000

40000

30000

Volquete minero

Diesel

35000

30000

25000

Volquete minero

Diesel-Eléctrico

40000

35000

30000

Diesel

20000

17500

15000

Diesel-Hidráulica

25000

20000

15000

Camión convencional Pala cargadora



3. Costes financieros Corresponden a los intereses del capital invertido, de los impuestos y seguros, y se puede estimar en un 10% de la inversión anual para un entorno normal del precio del dinero. Para determinar la inversión anual media debe considerarse la vida o período de amortización que se va a tener en cuenta y aplicando los siguientes baremos coincidentes con los criterios fiscales. PERÍODO DE DEPRECIACIÓN

CAPITAL PENDIENTE

años

Promedio (F.I.)

1

100

2

90

3

80

4

70

5

60

6

50

7

40

8

30

9

20

10

10

Con todo lo anterior tenemos que el coste financiero por hora de cada año resulta: V.C. x F.I. Coste horario financiero = ------------------Hpa

(€/h)

siendo: V.C. =

Valor de compra del equipo

F.I.

Factor de conversión anual = (n + 1) / 2n

=

Hpa =

Horas de trabajo anuales

La suma de los costes de amortización y los financieros nos dan el coste de capital y para simplificar se suele tomar como F.I. el valor medio del capital pendiente.

4. Costes de operación Los costes horarios de operación equivalen a la suma de los costes de la energía consumida, de los lubricantes, de los costes de mano de obra directa e indirecta, incluyendo los mandos técnicos directos, de las piezas de consumo y del mantenimiento del equipo. Estos costes se determinan de la siguiente manera:



4.1 Energía consumida En el caso de utilización de maquinaria Diesel, con un precio actual de 0,4 €/lt de gasoil se debe multiplicar este precio por el consumo horario, y puede emplearse una cifra de consumo específico entre 0,07 y 0,15 l/h/C.V. de potencia del motor de la máquina y de las condiciones suaves, medias o severas del trabajo. Consumo en l/h Potencia del motor (C.V.)

Alto

Medio

Bajo

200 - 250

30 - 38

20 - 25

14 - 18

250 - 350

38 - 52

25 - 35

18 - 25

350 - 500

52 - 75

35 - 50

25 - 35

500 - 750

75 - 112

50 - 75

35 - 52

750 - 1000

112 - 150

75 - 100

52 - 70

1000 - 2000

150 -300

100 - 200

70 - 140

En el caso de utilización de maquinaria con los motores eléctricos, se debe multiplicar la potencia total de los motores del equipo por un factor de simultaneidad de los mismos y por el precio medio del Kw/h industrial contratado por la empresa. El factor medio de simultaneidad de las máquinas eléctricas, a efectos de una primera aproximación, puede establecerse en 0,66, pero debe de comprobarse en mediciones a través de contadores, que determinan tanto la potencia activa como la reactiva. En términos económicos los consumos de las máquinas eléctricas pueden llegar a ser un 50% de los consumos de los hidrocarburos, por un mejor rendimiento de los motores y por no emplearse toda la potencia instalada en la máquina.

4.2 Lubricantes y grasas Aunque depende fundamentalmente de las características físicas y climatológicas del entorno e incluso de las capacidades y de los sistemas de transmisión y de la frecuencia de los cambios, que se pueden calcular con todo detalle, se simplifica a un promedio entre el 10 y el 15% del coste de la energía.

4.3 Personal Se debe incluir todo el personal directamente implicado en la operación del equipo (maquinistas y ayudantes) así como la parte proporcional del personal de supervisión afectado al proceso.



También se tienen que considerar no sólo los sueldos que percibe el personal, sino también las partes proporcionales correspondientes a la seguridad social, impuestos, horas extraordinarias, vacaciones y primas o dietas. Pueden estimarse en primera aproximación con un incremento del 50% sobre el salario real percibido por el operador.

De acuerdo con las estadísticas publicadas en el anuario de "El País" de 2001, para el caso español y para 1 650 horas de trabajo por año, se pueden aplicar los siguientes costes horarios: Ingeniero

50 € /h

Capataz

40

"

Maquinista

38

"

Ayudante

29

"

Peón

18

"

(incluidos los costes extras para la empresa )

4.4 Piezas de consumo o fungibles Tanto para los neumáticos en el caso de los volquetes y palas, como para la cuba y dientes en el caso de las excavadoras o de cualquier otro elemento de consumo rutinario y periódico, como cables, bocas, orugas, etc, se deben conocer o estimar el importe completo del juego y dividirlo por el período de duración media. Como ejemplo más frecuente podemos conceder una vida media para la duración de los neumáticos de un volquete entre 2 500 y 5 000 horas de duración para las 6 cubiertas que constituyen el juego. Aparte del valor de sustitución deben tenerse en cuenta las pequeñas o medianas reparaciones, como el recauchutado, que dependiendo del tipo de mina, puede oscilar entre el 10 y el 20% del coste horario de sustitución.

5. Mantenimiento Para realizar una estimación razonable del coste de mantenimiento, incluyendo, tanto las piezas de repuesto como los talleres y contratos exteriores y la mano de obra necesaria, se debe utilizar el propio precio de compra del equipo.

Una amplia experiencia por parte de los fabricantes mundiales de los equipos mineros a lo largo de muchos años, ha demostrado que el coste promedio del mantenimiento por hora se puede calcular sencillamente como un factor constante o tanto por ciento del precio de compra. La selección de este porcentaje es uno de los factores más difíciles de aplicar para el cálculo de los



costes. La mala conservación, un inadecuado mantenimiento preventivo, el exceso de velocidad, una sobrecarga y la mala utilización del equipo, el estado de las pistas de transporte, etc., pueden elevar el coeficiente de forma considerable. Los costes de las piezas de repuesto, de la mano de obra necesaria y de las horas de revisión van creciendo a lo largo de los años, por lo que debe realizarse una previsión para los servicios periódicos de rehabilitación, como parte de los costes de mantenimiento horario a lo largo de la vida de funcionamiento de la máquina. PORCENTAJE DEL VALOR DE LA MAQUINA PARA EL CALCULO DEL COSTE DE MANTENIMIENTO

CONDICIONES DE TRABAJO Favorables

PORCENTAJE 80%

Medias

100%

Desfavorables

125%

Muy desfavorables

150%

En el caso medio y para un coste de mantenimiento lineal, sin las provisiones, el coste de mantenimiento coincide con el de la amortización por hora, si ésta es también lineal.

A continuación se reproducen a efectos de ejemplo, la determinación de las producciones y de los costes horarios para llegar a la estimación de los costes por tonelada en el supuesto de carga y transporte de una caliza en una fábrica de cementos con una pala cargadora diesel de 5,35 m3 de capacidad de cuba sobre unos volquetes de 50 t de capacidad de acarreo y con los ciclos determinados en el ejemplo del capitulo anterior.


NOMBRE


FÁBRICA DE CEMENTOS

DIRECCIÓN

Gran vía

OPERACIÓN

TRANSPORTE

Lugar

SALAMANCA

VOLQUETE

50 T carga útil

CAPACIDAD

25 m3 (2:1)

PESO Kg

42 000

POTENCIA

450 C.V.

MATERIAL

Caliza

m3 (sólido)

2 500 Kg

0,8

m3 (suelto)

2 000 Kg

Pala 988B

CAT

375 C.V.

CAPACIDAD CUCHARA

5.35 m3

ciclo carga

180 s

CONDICIONES CARGA

Normales

rendim carga

545 t/h

TRAYECTO

2 900 m

Res. Rodadura

2%

A CICLO IDA

Cuadro

T (s)

755,4

B CICLO VUELTA

Cuadro

T (s)

305,4

C CICLO CARGA

Cuadro

T (s)

327

D CICLO DESCARGA

Cuadro

T (s)

145,8

E CICLO ESPERA

Cuadro

T (s)

60

CICLO TOTAL

CARGA Y TRANSPORTE

T (s)

1603,8

PRODUCCIÓN

POR VOLQUETE

t/h

95,2

PRODUCCIÓN

POR CARGADORA

t/h

545

VOLQUETES

unidades

7

MARGEN CAPACIDAD

DE CARGA

%

9

MARGEN CAPACIDAD

DEL TRANSPORTE

%

19

Factor VOLUMÉTRICO UNIDAD DE CARGA

FLOTA



ESTIMACIÓN DE LOS COSTES HORARIOS DE INVERSIÓN Y OPERACIÓN COSTE DE INVERSIÓN Unidades

PALA (Ud)

VOLQUETE

EQUIPO

(Ud)

PRECIO

K€

301

240

1 983

FLETE Y MONTAJE

2%

6

5

34

DEDUCIR NEUMÁTICOS

K€

24

27

213

AMORTIZACIÓN

K€

277

218

1804

Horas

25 000

30000

VIDA AMORTIZACIÓN

8

68,04

6,6

4,4

37,4

COSTE DE INVERSIÓN

18,64

12,4

105,44

COSTE DE OPERACIÓN

UNITARIO

UNITARIO

CONSUMO l/h

42

55

425

PRECIO

0,5 € / l

21

27,3

212,5

ACEITES

10% ENERGÍA

2,1

2,7

21,2

CARGAS FINANCIERAS

ENERGÍA

PERSONAL En € /h

Horas/año 5,50%

12,04

EQUIPO

INGENIERO

50

CAPATAZ

40

"

MAQUINISTA

38

38

304

"

PEONES

18

18

144

"

TOTAL

56

56

538

PRECIO K€

24,04

27,05

213,36

VIDA (h)

3 200

4 000

COSTE (€ /h)

7,51

6,76

PRECIO (€)

30 000

VIDA (h)

5 000

COSTE(€/h)

6

VALOR (€)

12,04

8

68,04

COSTE (80%)

9,63

6,4

54,43

€/h

102,24

99,19

887

120,88

111,59

992,44

0,24

0,22

1,98

NEUMÁTICOS

CUBA

MANTENIMIENTO Valor porcentaje TOTAL OPERACIÓN

TOTAL INVERSIÓN + OPERACIÓN €/h COSTE POR TONELADA

€/t

Para una producción de 500 t/h

84,84

6



CAPITULO XLIII. APLICACIONES DE LA INFORMÁTICA EN LA TECNOLOGÍA MINERA 1. INTRODUCCIÓN En la actualidad todas las ciencias y técnicas han sido afectadas por los adelantos de la tecnología en diferentes grados. El uso de los ordenadores se ha hecho cada vez más indispensable y no existe ciencia o técnica alguna que no exija su utilización como una herramienta más de trabajo y, muy especialmente por el gran avance de los ordenadores personales tanto en su aplicación de cálculo y memoria de datos como en las aplicaciones gráficas y de control en tiempo real.

En la industria minera, la era de la informática no se hizo esperar, y desde hace 35 años se comenzó a emplear decididamente en los gabinetes de ingeniería de las grandes empresas mineras. Es por ello que, en la medida de lo posible se exponen algunas de las contribuciones efectuadas en el área de la tecnología minera y otras en las que, la demanda de aplicaciones aun no ha tenido una respuesta tan completa como fuera deseable por la lógica y la natural tendencia hacia la minería por sistemas continuos y automatizados tanto en cielo abierto como en interior y por sondeos, lo que va a imponer la utilización de aquellos medios de monitorización y control de todas y cada una de las fases de la operación minera a través de sistemas expertos.

2. APLICACIONES DESARROLLADAS EN LA TECNOLOGÍA MINERA El desarrollo y puesta en marcha de una explotación minera conlleva una serie de trabajos y de decisiones de tipo técnico, financiero y socio-económico en los que la informática juega un papel importante, cuando no decisivo, por su gran capacidad de cálculo, memoria y rapidez de ofrecer unos resultados tan fiables como lo sean los datos de entrada.

A continuación, se comentan algunos de los programas más desarrollados en minería y que han sido de utilización habitual en este tipo de explotaciones desde hace más de dos décadas en que, primero con los grandes ordenadores y, más recientemente, con los microprocesadores, la informática entró decididamente en la tecnología minera, siendo hoy impensable poder diseñar y operar una mina de cierto tamaño sin la ayuda de los ordenadores y disponiendo de un mínimo equipo informático.



A) Inventarios de mineral A partir de los datos, procedentes de la investigación geológica, geomecánica y mineralúrgica con unos análisis químicos, físicos, mecánicos, sondeos, calicatas, etc, se pueden llegar a crear unos modelos numéricos tridimensionales de los yacimientos y de las rocas encajantes que constituyen unos inventarios o archivos, base de partida para la evaluación de los recursos y las reservas de mineral explotables, para el diseño y planificación de las minas, para la selección de la maquinaria de arranque, carga y transporte, e incluso para la programación de los servicios financieros, técnicos y comerciales.

Una modelización muy utilizada en los yacimientos de tipo diseminado es la de bloques paralelepipédicos. Los datos que se suministran son desde los relativos a la topografía, mediante un lector digital, hasta datos de investigación (localización y orientación de los sondeos, análisis de contenidos, litologías, propiedades geomecánicas, etc), identificación y limitación de zonas geológicas diferenciadas y de zonas mineralizadas, así como las definiciones morfológicas,



estructurales, buzamientos, potencias, calidades, límites y topografía. Los modernos sistemas S.I.G. permiten incorporar todos estos datos en una sola base

Una vez definido el tamaño de los bloques y teniendo en cuenta entre otros los criterios operativos y de precisión, el modelo debe ser "dividido" en unas unidades de igual tamaño, para estimar después en cada una de ellas, mediante algún algoritmo matemático (inverso del cuadrado de la distancia, geostadística, etc), los atributos que se desean controlar y planificar, las calidades, propiedades mineralúrgicas y geotécnicas, así como las recuperaciones, densidades u otras.

El resultado deseable de esta primera etapa debe ser la precisión de la evaluación de los recursos geológicos, tanto en cantidad y calidad, como por su distribución en el espacio que es denominado "Modelo Geológico". Ejemplos de programas comerciales: GEMCOM. Vancouver. Canada. 3D Component Modelling. Linx. Geosystems Inc. Vancouver. Canadá. GEOMATH. BRGM. Francia. DATAMINE. P.C. Explor (G.B.)

B) Diseño de la explotación minera Tomando como base el modelo tridimensional geológico y la información que contiene cada bloque y suponiendo, además de unos costes estimados de extracción, tanto para la preparación y los accesos como del estéril y del mineral, en función de la propia ubicación espacial del mismo, así como de los posibles beneficios obtenidos por cada unidad de producto y los ángulos de los taludes o de los pilares de diseño en cada zona del macizo rocoso, se pueden aplicar algoritmos (p.e. Lerchs and Grossman) para definir o diseñar la geometría de las explotaciones e incluso la final optimización del diseño para lograr extraer el máximo de mineral con el mejor beneficio posible.

Una técnica muy empleada en la minería a cielo abierto ha sido la denominada del "Cono Flotante". El principio de esta técnica es simplemente que, para extraer en forma económica una tonelada o bloque de mineral, el valor de este deberá "pagar" su propia extracción y la del material que lo cubre. La cantidad extra de bloques a mover está en razón directa a laprofundidad a la que



se encuentra el bloque que se pretende extraer y al ángulo general de la excavación; de tal manera que los bloques suprayacentes forman un "cono" con vértice en el bloque que se desea explotar y con unos ángulos laterales del cono iguales a los ángulos de los taludes previstos. El análisis se realiza bloque por bloque, banco por banco, del nivel superior al inferior, removiendo todos aquellos bloques que su extracción está justificada y configurando de esta forma el diseño óptimo de la corta.

Existen muy diversas técnicas de diseño e incluso de lograr la optimización (Programación dinámica - algoritmo de Lerchs y Grossman - Programación lineal - Algoritmo de Korobov, etc). Ver referencias adjuntas. Los resultados que se obtienen de aplicar estos programas son: *

Inventario de las reservas explotables con la curva de tonelajes-leyes-precios,

*

el beneficio total de la explotación,

*

los planos de los bancos,

*

las secciones transversales y

*

las plantas generales con las intersecciones de los bancos creados.

En general, tanto en la MCA como en interior, un objetivo debe ser obtener un modelo minero simulado que permite, por una parte seleccionar el mejor diseño y por otra parte servir de soporte como una planificación a largo plazo, que a su vez es la base de una planificación operativa a corto y medio plazo, que posteriormente debe dar lugar a un buen control de las desviaciones entre los objetivos de tonelajes, leyes y costes con las realidades obtenidas en la propia operación en sus distintos sectores y períodos.

La base de un buen control operativo debe estar siempre en la calidad del modelo minero inicialmente diseñado, para lo cual es ineludible y precisa la realización del mayor número de sondeos o tomas de muestras en la malla más cerrada, que deben programar y realizar ya los propios mineros, cuando no llegar al punto de que sea el propio programa de ordenador el que diga "basta" al número de sondeos o dimensiones de la malla. Tan sólo cuando la calidad del modelo alcanza un suficiente nivel de exactitud o rigor puede pasar a pensarse en la siguiente fase de control en tiempo real, aun hoy difícilmente pensable en la mayoría de los yacimientos explotables, más por falta de suficientes datos que de posiblidades reales de monitorización.



La gran labor desarrollada por el U.S. Bureau of Mines de USA, en el soporte económico de algunos proyectos mineros en Norteamérica, está dando lugar a importantes beneficios de tres tipos: - Mejora de eficiencia y disponibilidad - Seguridad en el trabajo - Ahorro en el coste de extracción

Seria deseable que la Comunidad Económica Europea procediese a financiar en la misma forma algunos proyectos de desarrollo de los programas de diseño asistido por ordenador para las más complejas explotaciones europeas tanto de combustibles como de metales o rocas. La antigua colaboración entre las prestigiosas Escuelas de Minas europeas (Royal School of Mines, Ecole de Mines de París y otras) con las grandes empresas mineras (RTZ, Imetal, Charbonages de Francia, British Coal, Ruhr Co), podría renovar un aspecto en el que, si fue pionera la industria minera europea, ha descendido su preponderancia en función del menor interés demostrado en los 10 últimos años por la minería en sus propios países. Quizás una buena conclusión podría ser la necesidad de volver a unir las fuerzas económicas de las empresas mineras con las fuerzas intelectuales de las universidades para volver a avanzar en este prometedor campo de la modelización minera.

Ejemplos de programas comerciales: Software package for short-term production planning in open-pit mines (Datamine) SURPAC mining systems. Nottingham. U.K. MINEX - 3D, Exploration Computer Services. Australia. EAGLES. Morrison Knudsen. Boise. IDATIO MOSS SYSTEM. Horsham. West Sussex U.K. OPD and MSS. Rio Tinto Minera. Huelva. España. WHITTLE PROGRAMMING Pty. 3D Y 4D. Victoría, Australía.

C) Diseño de pistas y accesos de transporte En una tercera etapa, tras el diseño del cono de corta final y especialmente de su profundidad deben aplicarse los programas de cálculo para el trazado de las pistas generales de transporte o accesos generales de socavones o rampas. Para ello se requiere un modelo y configuración de la mina y también de una información complementaria sobre los puntos de partida, como son la



pendiente, anchura, dirección, nivel al que se desea llegar. Para la incorporación de la pista, túnel o rampa es preciso extraer ciertos bloques siguiendo la dirección especificada, a partir del punto de arranque. El volumen extraído tendrá efectos sobre la cantidad de las reservas explotables, sobre el estéril total, sobre los costes, y sobre la configuración final geométrica de la mina de interior y/o a cielo abierto.

La utilización convencional del sistema discontinuo de transporte por volquete minero, que ya hace 35 años sustituyó al ferrocarril, está siendo racionalmente sustituido, cada vez más, por el transporte continuo con cintas de pendiente normal e, incluso con alta pendiente para alcanzar mejores costes y eficiencias del importante concepto económico que supone el transporte, pudiéndose llegar, incluso, a la trituración del mineral y del estéril para lograr un tamaño manipulable por cinta o tubería.

Si ya para el transportecon vehículos automotores era imprescindible la utilización del ordenador para seleccionar las justas capacidades, los motores, los pesos y las características de esas unidades, así como para diseñar el perfil del camino óptimo, mucho más necesario lo es en el proceso de la minería continua con bandas transportadoras, cuya inversión es mucho más elevada y cuyas características operativas son más rígidas y obligan a una fuerte planificación avanzada. (Caso Meirama)

APLICACIONES INFORMATICAS A LA PLANIFICACION MINERA



Algunos problemas tan importantes como la comparación de las siguientes alternativas de transporte minero como: -

Rampa con cinta contra pozo con skip o vagones

-

Cintas de alta pendiente y corto recorrido o cinta normal en pendiente y mayor longitud.

-

Transporte con volquetes de tamaños variables contra trituración en tajo y posterior transporte en cinta.

-

Sustitución de volquetes de 50 t diesel-mecánicos por

volquetes de 200 t diesel-

eléctricos. que pueden ser abordados mediante unos estudios de simulación del transporte que determinan, no solo los costes más probables actuales, sino, lo que es mucho más importante, las previsiones futuras a 5, 10 ó 15 años cuando los perfiles de los caminos de transporte serán, obviamente, muy diferentes. Y sin olvidar el importante factor que supone el ahorro energético, que en el caso del transporte minero puede ascender hasta un 25 % del coste por tonelada extraída y cuya variabilidad según su origen eléctrico, hidrocarburo, ha sido y es problemática.

Parece evidente como en el caso anterior que, todo control futuro, procede de un buen planteamiento actual, por lo cual las futuras necesidades de Dispatching, monitorización, pesaje automático, toma de muestras y leyes, análisis de paradas, control de consumos energéticos, deben proceder de un correcto proyecto o diseño del sistema de transporte con sus pistas, accesos, pesos, tolvas, etc. Es, pues, el diseño gráfico asistido por ordenador (CAD) una herramienta básica para una correcta simulación de las fases de transporte actuales y futuras.

Ejemplos de programas comerciales: Integrated Mine Planning Systems at RioTintoMS and Palabora. Use of computer graphics on Tree State Saaiplas Mine for project and Mine desing. Computer use in mine engineering at U.S. Borax Operations Open Pit Optimization. Whittle Programming Pty. Ltd. Victoria. Australia. Production Scheduling with the use of interactive graphics.Datamine . London. Minemet. Outokumpu. Finland. DATAMINE- Reino Unido



D) Secuencia de explotación El objetivo de determinar las secuencias de las explotaciones a corto, medio y largo plazo debe basarse en la existencia del modelo minero, del conocimiento de las necesidades temporales de producción y cada vez más en las limitaciones o restricciones cualitativas de las plantas de proceso del mineral, cada día más exigentes para poder cumplir a su vez las exigencias ecológicas o del mercado.

Es ésta probablemente el área de las aplicaciones de la informática que produce un beneficio más claro e inmediato en la moderna minería. Actualmente el ingeniero de planificación y control puede disponer de unos medios informáticos (gráficos y numéricos) para considerar "iterativamente" toda una gama amplia de opciones y poder seleccionar la más conveniente sin tener que aplicar las antiguas reglas de dedo más o menos intuitivas.

En donde el ingeniero está más forzado a trabajar con unas limitaciones más estrictas es, sin duda, en la técnica de la planificación a corto plazo operativa, pues se requiere, cada vez más, una flexibilidad, funcionalidad y simplicidad que los ordenadores personales son capaces de dar. Especialmente la gran flexibilidad de permitir una re-entrada (feed-back) en el diseño y proceso de planificación en cada nivel, cada vez que se deseara o se requiere reaccionar ante la aparición de algunos cambios en las condiciones del mercado o de las propias de la dinámica de la operación.

APLICACIONES INFORMATICAS AL LABOREO DE MINAS



La aparición, bastante reciente, de las facilidades de entrada y salida gráfica en los microprocesadores, bien en pantalla, bien en plotter, pueden permitir, al planificador, actuar tan rápidamente sobre los planes de excavación como para lograr un mejor aprovechamiento del yacimiento y de la economía del proceso minero y mineralúrgico.

La funcionalidad debe suponer esencialmente una facilidad de uso, una credibilidad en el sistema y un conocimiento de todas las posibilidades existentes tanto en el Software como en el hardware pero siempre, sin confundir la facilidad de uso con la simplicidad en las funciones. Especialmente básico es el período de aprendizaje del uso que debe ser reducido a unos períodos máximos de unas semanas para lo cual un buen programa basado en "menús" y "opciones llave", que consisten más en un estilo de operación y una solución practica que una forma de utilización del sistema o aparato.

Las actuales demandas de la planificación minera requieren además de las señaladas, las siguientes: -

Desarrollo de la información (geológica, diseño, programación, producción y costes)

-

Formato (límites, escala variables, colores, gráficos)

-

Presentación (secciones, plantas, perspectivas en 3D)

-

Interactividad (entrada gráfica y/o numérica)

Finalmente, y como enlace con la fase siguiente, debe de exigirse un procedimiento operativo que permita la comprobación o control de los resultados de la planificación, que mide las desviaciones entre la realidad y los planes para poder corregir la dirección o ajustar los parámetros de entrada.

Existen hoy en el mercado bastantes paquetes de programa aplicables a la planificación minera, tanto de cielo abierto como de interior, e incluso interrelacionados con las fases anteriores de inventario, de diseño de la explotación y los accesos y con las posteriores de proceso de minerales, pero las dificultades intrínsecas que suponen los diferentes yacimientos, las lógicas y cambiantes condiciones externas y los minerales diferentes de cada mina no hacen fácilmente adaptable cualquier programa comercial a cualquier explotación, por lo que debemos pedir a los sumistradores una gran flexibilidad en tiempo y estudio para tomar una decisión de compra del sistema. En principio varias condiciones deben cumplirse:

FUNDAMENTOS DE LABOREO DE MINAS 1.-


El equipo y Software deben ser de uso habitual y bien demostrado para la aplicación deseada en otras explotaciones similares.

2.-

Es preferible la compra de un conjunto completo de componentes de la misma marca o suministrador, en lugar de diferentes marcas.

3.-

Es bueno empezar con unas facilidades compartidas con otros departamentos y expansionar después con sucesivas unidades interconectadas entre si a medida que las mayores necesidades operativas vayan apareciendo.

4.-

Se deben separar claramente las funciones técnicas y los medios operativos de las aplicaciones puramente administrativos, ya que tienen flujos y prioridades muy diferentes y pueden llegar a crear absurdas tensiones internas.

E) Determinación de la maquinaria y/o proceso minero Normalmente el proceso de la selección del equipo minero, que es la inversión más importante en un proyecto, ha sido desarrollado de dos maneras:

a)

Aplicando o copiando los sistemas convencionales aplicados en otras explotaciones.

b)

Subcontratando la maquinaria disponible en el mercado.

Sin embargo la moderna minería requiere un estudio muy pormenorizado que debe separar claramente las cuatro fases de selección de la maquinaria:

MÉTODO -> SISTEMA -> MAQUINARIA -> MARCA

Esto es, tras haber seleccionado el método de explotación y haber realizado una comparación entre los posibles sistemas diferentes de aplicación a las condiciones del yacimiento debe llegar el momento de decidir la maquinaria tanto en el cálculo del equipo como de su mejor distribución temporal y espacial. Sólo tras el completo y detallado estudio de cálculo de los equipos necesarios se puede convocar un concurso entre los diferentes suministradores o marcas disponibles en el mercado o compararlo con la solución de subcontratar la maquinaria o la operación misma.

El cálculo de un equipo o de un proceso corresponde normalmente a la determinación de la capacidad y número de unidades, así como a la distribución, en el espacio de la operación y e tiempo de su entrada y salida, esto es, su duración o sustitución, buscando el gran objetivo de



obtener el menor coste total por tonelada de mineral a lo largo del tiempo estimado de vida. La amplia gama de posibilidades en tamaño, disponibilidad, montaje, subdivisión en conjuntos, robustez y muy fundamentalmente por el precio en moneda extranjera junto a las, actualmente, difíciles y exigentes condiciones financieras y a la variabilidad de las cotizaciones de cambio, han obligado a la utilización de sencillos, pero muy completos, estudios de selección de la maquinaria más adecuada en cada proyecto, realizados con unos programas de simulación por ordenadores, que podrán incluir estas variables o parámetros para ponderar las comparaciones (MÉTODO KNOEPNER-TREGOE).

Por citar algunos ejemplos, deben destacarse los programas desarrollados para determinar las velocidades y tiempos de ciclo de los volquetes, mototraíllas y palas de ruedas, para un recorrido y perfil determinado que se discretizará en diferentes tramos elementales con características geométricas uniformes. Las consecuencias de modificar la pendiente de las pistas de acarreo, la resistencia a la rodadura o la carga útil por ciclo de una unidad de acarreo, podrán analizarse eficazmente con estos modelos de simulación, desarrollados por Caterpillar Overseas, CATSOFT.

Otro interesante ejemplo lo constituyen las aplicaciones que permiten la comparación de diferentes flotas de máquinas de carga, transporte e incluso de los equipos auxiliares. Con estos programas se pueden analizar muy eficazmente los índices de productividad, disponibilidad, interferencias, colas, coste total de la flota, beneficio relativo entre posibles combinaciones, etc.

Los programas en general producen un archivo de resultados que pueden ser actualizados fácilmente en el caso de nuevas situaciones de variación de los parámetros iniciales, entre los que los más importantes pueden ser los precios en moneda local, los rendimientos y los grados de utilización del equipo o flota.

Un segundo nivel de aplicaciones del ordenador en el campo de la maquinaria es el control de las eficiencias y mejoras operativas tanto para la distribución de las propias unidades (excavadoras de carga vs. unidades de transporte) como para obtener, en algunos casos, la mejor saturación del equipo o, en otros, el menor coste global, pues no necesariamente coinciden la mayor producción de la mina con el menor coste del mineral. Así mismo, existen unos programas para ajustar los parámetros de perforación de barrenos y sondeos que permitan optimizar los rendimientos, al mismo tiempo que se puede realizar una caracterización geomecánica con



registro continuo de los macizos rocosos lo que permite un diseño de las cargas de explosivo y mallas de perforación para reducir el coste global del arranque de rocas con voladuras, teniendo en cuenta la variabilidad de los materiales y todos los criterios de diseño que entran en juego: diámetros de los barrenos, tipos de posibles explosivos, secuencia de iniciación, inclinación de los barrenos, etc.

Finalmente y, al igual que en el punto anterior, la calidad de los estudios informáticos tiene una correlación con la calidad del control operativo posterior de los costes y los rendimientos, lo que permite medir las desviaciones, bien para ajustar los parámetros iniciales, bien para tomar las decisiones que corrijan las situaciones indeseables o mejorables.

Ejemplos de programas comerciales: USIM-PAC. BRGM. Francia USBM Research. Automation in Mining and Proccesing Intelligent Mining Machines. E.M.J. November 89 Catsoft Programs. Noviembre 1991

F) Diseño de la planta de tratamiento Actualmente una gran parte de los minerales explotados o son complejos o tienen bajas leyes contenidas, lo cual, en ambos casos y, con un mercado, que demanda unos productos de mayor calidad y menor contaminación ambiental, obliga necesariamente a construir unas plantas de tratamientos del mineral a bocamina con una mayor complejidad y una gran dificultad de proceso y diseño. Probablemente, junto a los cambios desarrollados en la misma investigación y tecnología de explotación a cielo abierto, es en el campo de la Mineralurgia donde se han producido los más espectaculares avances en la ingeniería minera. Pero al mismo tiempo las inversiones en plantas de proceso y/o beneficio del mineral se han incrementado en forma exponencial.

A las antiguas plantas de trituración se han añadido moliendas, procesos de beneficio (gravimetría, flotación, lixiviación y precipitación, etc) plantas de espesado y filtrado y finalmente y no menos importante las presas de residuos de minerales y el parque de almacenamiento, homogeneización y despacho. Todo ello puede llevar las inversiones de capital en las plantas de tratamiento y proceso a múltiplos del coste de desarrollo de la mina o de explotación propiamente dicha, y por supuesto bastante más que el coste de investigación o exploración geológico.



Estas mayores inversiones requieren una gran labor de ingeniería y diseño, así como una gran fiabilidad, que evita los errores de operación que acarrearían unas consecuencias muy perjudiciales sobre el precio de venta (función de la calidad obtenida) y siempre de difícil solución posterior, cuando no llegando a provocar el rechazo del mineral por parte del posible comprador por incumplimiento contractual.

Para obtener, pues, esta mayor fiabilidad y un mejor diseño, la aplicación del ordenador y especialmente de sus componentes gráficos son la respuesta más adecuada.

Esas aplicaciones pueden comenzar desde los estudios iniciales de laboratorio con la determinación de los tamaños de grano y las necesidades de molienda para alcanzar un determinado grado de liberación. También son muy útiles los programas de cálculo de los rendimientos mineralúrgicos y determinación de balances de materiales, pulpas, líquidos y energía.

En la elaboración del diagrama de proceso, las aplicaciones CAD serán de gran utilidad, por cuanto en la etapa de ingeniería se pueden alcanzar unas altas cotas en productividad, fiabilidad, calidad, homogeneidad y economía de los proyectos, que pueden ser un futuro aval o garantía bancaria. (FINANCIAL PROJECT)

La aplicación de la informática en tiempo real y dentro del propio control operativo de los procesos a partir de los desmuestres y análisis continuos y del registro de las condiciones de trabajo, pueden llegar a variarse los movimientos de materiales, las concentraciones de sólidos, la adición de reactivos químicos, los tiempos de permanencia y de tratamiento, etc., con el fin de alcanzar los mejores resultados en rendimientos y calidad y sobre todo la grabación de todas las incidencias operativas críticas, desde tiempo y causa de las paradas hasta tonelajes, leyes de varios elementos, condiciones físicas y químicas para un back-análisis que permite corregir desviaciones o interpretar resultados.

G) Estudios económicos En el panorama actual de los estudios técnico-económicos, los cálculos que se realizan sobre escenarios futuros deben incluir la incertidumbre de los diferentes parámetros que intervienen en los resultados finales. Esto debe hacerse desde la etapa de viabilidad de un proyecto minero con el fin de determinar los parámetros más críticos mediante unos análisis de sensibilidad, así como



del análisis del riesgo para el inversor en las condiciones futuras supuestas.

La aplicación del ordenador en los análisis de riesgo es de una vital importancia, ya que el número de cálculos que se precisarán suele ser muy elevado. Técnicas como la de Montecarlo, con o sin correlación entre parámetros, son de uso frecuente en dichos programas para definir los entornos probables. Asimismo, esos modelos constituyen una eficaz herramienta para realizar la gestión y valoración del riesgo mediante una toma de decisiones basada en las simulaciones de diferentes escenarios técnicos, económicos e incluso financieros.

Los estudios económicos pueden realizarse, desde la propia etapa de selección de procesos y equipos, comparando con detalle las inversiones y costes de las diferentes alternativas de la maquinaria. Son especialmente muy útiles para determinar la importancia relativa de los factores tales como el precio de adquisición, la productividad, la disponibilidad, los costes de operación, el valor de reventa, los intereses, etc, que suponen generalmente los conceptos más sensibles. (Programas Apex y Sherpa). También se han desarrollado unas aplicaciones para calcular el momento más adecuado de sustitución de la maquinaria o de la planta y/o reparar la misma, con el fin de obtener el menor coste total de operación por tonelada producida a lo largo de la vida de la misma. (Programa RRR - Repair, Rebuild or Replace)

En el campo técnico-económico, existen, pues, un sin fin de aplicaciones que cada día se utilizan con mayor frecuencia y que se encuentran disponibles para los microordenadores, no siendo muy complicados para un usuario técnico sin una gran habilidad o especialización. Ejemplos de programas comerciales: APEX Y SHERPA de la Mine Costs Analist and Estimation Computer-Assisted Mineral Appraisal and Feasibility. Mervin P. Barnes. S.M.E. New York. Conjunto de programas de Caterpillar Overseas (MCS, FPC, EIA, LCC, EMF)



3.- CAMPOS DE FUTURAS APLICACIONES INFORMÁTICAS EN EL LABOREO DE MINAS. . Revisados los actuales campos de aplicación de la informática en la Explotación de Minas podremos atrevernos a fijar las posibles y actuales demandas de esta herramienta técnica en las siguientes áreas mineras: -

Diseño y control de la explotación minera para optimizar la rentabilidad y el aprovechamiento del yacimiento. Modelización por medios de estadística, estocástica o geoestadística. Notables avances del BRGM y de algunas Universidades americanas como Tucson y Nevada.

-

Diseño simulado de pistas de acceso y caminos para reducir el gran impacto que el transporte tiene sobre el coste total de la operación minera a corto y medio plazo, a través de unas simulaciones integradas de los procesos y maquinaria posibles, así como para reducir el inevitable impacto ambiental que su trazado ocasionará en el entorno.

-

Determinar las mejores secuencias o caminos de explotación que permitirán una planificación y un control de los volúmenes y las calidades del mineral, así como poder medir y corregir las desviaciones producidas, en factores tan básicos como son: leyes de corte, ritmos de producción y vida.

-

Simular los procesos de operación para seleccionar los equipos mineros que permitirán obtener el menor coste de producción y su utilización más saturada, a través de una automatización y monitorización de las operaciones, a lo largo del tiempo o vida de la mina.

-

Ayudas en el diseño de las plantas de tratamiento de mineral o roca para reducir no sólo la importancia de la inversión necesaria, sino también para obtener una mejor calidad del producto minero vendible e intentar la optimización económica de recuperación del contenido válido.

-

Controlar y ajustar los parámetros del tratamiento mineralúrgico o de corte de rocas para saturar la maquinaria, reducir el coste de los reactivos y materiales, así como poder medir las desviaciones sobre el flujo de materiales proyectado para actuar en tiempo real de proceso. Es la tendencia hacia los sistemas expertos de control en tiempo real de los procesos.



Finalmente sería muy deseable llegar a tener un Software integrado en un paquete completo que permitiera ir aplicando la informática progresivamente desde la exploración, el levantamiento topográfico, la explotación y el tratamiento del mineral tanto para la minería de interior o sondeos como para el cielo abierto lográndose una efectiva comunicación entre geólogos, mineros y mineralúrgicos y buscando siempre la aplicación del máximo de sistemas expertos así como un adecuado tratamiento de imágenes directas (video o TV en circuito cerrado) para mejorar el control real.

CUADRO DE PROGRAMAS INFORMÄTICOS COMERCIALES Y SUS APLICACIONES FUNCIÓN

DATAMINE

LINX

MICROLINX

MEDSYSTEM

PCMINE

SURPAC

Ordenador

WS & PC

WS

PC

WS & PC

PC

WS & PC

Base sondeos

SI

SI

SI

SI

SI

SI

Estadísticas

SI

SI

SI

SI

SI

SI

SI (adicional)

SI

SI

SI

SI

SI

3-D y subdivisión en bloques

3-D y bloques sólidos

3-D

3-D y bloques krigeados

3-D

Plantas y secciones poligonales

Krigeage

SI

SI

SI

SI

SI

SI

Diseño de corta

SI

SI

SI

SI

SI

SI

Optimización

Adicional

SI

SI

SI

SI

SI

Diseño subterráneo

Adicional por tarjeta

3-D sólido

NO

NO

NO

NO

Topografía

Adicional

SI

SI

SI

Adicional

Adicional

Planificación y programación

Adicional

SI

NO

SI

SI

Adicional

Geoestadistica Modelo geológico



CAPITULO XLIV. LA INNOVACIÓN TECNOLÓGICA COMO RESPUESTA A LOS PROBLEMAS DE LA MINERÍA. TENDENCIAS 1. INTRODUCCIÓN El avance progresivo y continuo de la participación de la Minería a cielo abierto en el conjunto de la minería mundial, ha permitido alcanzar unos porcentajes superiores al 60% en la mayoría de los países y en la explotación de prácticamente cualquier sustancia mineral. La antigua tecnología de extracción en la superficie, que era mayoritaria en la extracción de las canteras tanto de materiales pétreos como de rocas ornamentales y, a la que siguió en el tiempo, la explotación de los metales básicos (Fe, Cu, Pb y Zn), ha sido base y cuna para un fuerte desarrollo, en los últimos 20 años, de las extracciones a cielo abierto de combustibles como el Carbón, el Uranio e incluso algún hidrocarburo, como en el caso de las Arenas bituminosas. Finalmente su aplicación a las Rocas industriales ha sido otro éxito de desarrollo de especiales métodos mineros como la Lixiviación, el Dragado o la moderna minería mixta, que combinan la explotación a cielo abierto con el interior.

Si alguna causa ha existido para conseguir tales resultados, debemos destacar prioritariamente la aparición de una maquinaria minera, específicamente diseñada y construida para las minas o explotaciones, cuya calidad y capacidad ha permitido unos costes cada vez menores que compensaban los necesarios movimientos de los estériles y la recuperación de los terrenos minados.

No cabe duda de que algunas otras razones también han contribuido al rápido avance de la MCA, tales como el desarrollo de algunos explosivos especiales, la introducción de materiales más idóneos para la mina como la goma, los plásticos, la widia, los aceros de alta resistencia y antiabrasivos y para el arranque y la selectividad de los minerales, la aparición de algunas tecnologías modernas como los ordenadores para la evaluación de reservas, los cálculos de estabilidad e Hidrogeología, las técnicas de exploración in situ o por teledetección a través de sistemas geofísicos, los nuevos procedimientos de rápido control topográfico, químico y físico, las comunicaciones aéreas, terrestres y hercianas para un eficaz control y servicio, etc. Pero sin duda la maquinaria de gran capacidad, de alta disponibilidad y con un bajo coste operativo, ha contribuido a la posibilidad de mover un estéril más barato para poder alcanzar unas elevadas relaciones de estéril/mineral y con ello unas grandes profundidades. Podría afirmarse que si en lugar de la ya larga historia de 3.000 años de Minería, esta fuera una actividad tan reciente como



la Electrónica, la Informática o el Turismo, toda o casi toda la minería sería a cielo abierto con la natural excepción de algunos fluidos como el agua, el gas o el petróleo que lo sería por el método de sondeos, cuyos avances han sido tan espectaculares como los de la MCA, prácticamente hoy puede existir un método, un sistema y una maquinaria para que cualquier tipo de explotación o sustancia minera pueda ser realizada y extraída desde la superficie de la tierra o el mar.

FACTORES BÁSICOS EN LA SELECCIÓN DE LA MAQUINARIA MINERA Metodológicamente el proceso de selección de la maquinaria minera es análogo al que se utiliza para cualquier proyecto de ejecución de una Obra Pública, si bien existen algunos factores diferenciadores que conviene resaltar desde un principio: *

La envergadura y dureza del trabajo minero.

*

La más larga duración temporal de la mina.

*

La diferente casuística de cada yacimiento.

*

La mayor saturación del equipo minero.

*

La larga permanencia en tiempo y espacio de la maquinaria en un mismo emplazamiento de la operación minera.

De ahí, que las exigencias en robustez, disponibilidad y coste operativo son bastante más fuertes en la selección del equipo minero que para una obra civil. En consecuencia y sin subvalorar el empleo ocasional que puede tener la maquinaria de Obras Públicas en la minería superficial, se necesitan, para elegir un equipo minero, algunos criterios más sólidos que nos permitan obtener los siguientes objetivos: *

Alta disponibilidad.

*

Larga duración.

*

Bajo coste operativo.

Para conseguir estos objetivos la estrategia seguida por la mayor parte de los mineros en todo el mundo durante los últimos 35 años fue el crecimiento de la capacidad de las unidades y así el desarrollo de los diámetros de perforación, de los esquemas de voladura, de la capacidad de las máquinas de carga y del tonelaje de los volquetes mineros, de los vagones y locomotoras de FF.CC, del ancho y velocidad de las cintas transportadoras, ha tenido un crecimiento exponencial, como correspondía al axioma clásico minero de "Think Bigger" para resolver casi todos los problemas y especialmente el objetivo principal de reducir el coste operativo de la tonelada



extraída.

Sin embargo, en los últimos años, sin duda a causa de los elevados precios de la maquinaria, de la cotización del dólar o del marco y de los intereses financieros, se ha producido una cierta estabilización en el crecimiento de las capacidades unitarias de la maquinaria minera. Parece haberse sustituido el lema en castellano de "grande aunque no ande" por el "grande, pero que ande", habiéndose dado un mayor énfasis a los más importantes factores de: Utilización

- mayor número de horas de trabajo por año

Disponibilidad

- mayor número de horas reales de trabajo

Duración

- mayor número de horas totales por máquina

Flexibilidad

- facilidad de paro y de arranque y ajuste a la demanda del mercado y a la cotización.

Así se ha pasado de trabajar 1 ó 2 relevos y 5 días por semana a trabajar en 3 relevos de 8 horas, 7 días por semana y 52 semanas por año, alcanzándose hasta más de 7 500 horas/año en el trabajo de la maquinaria y de la operación a base de 5 turnos de operadores. La nueva filosofía del mantenimiento predictivo que pretende alcanzar disponibilidades superiores al 80% en unas duraciones duplicadas de la vida de la maquinaria alcanzando las 100.000 horas para las Excavadoras o Dragalinas y las 50.000 horas para los volquetes y otras máquinas móviles como Perforadoras, tractores, palas, etc, son una demostración de esta clara tendencia actual y mundial de la Minería. En resumen, se busca disminuir los costes de propiedad y los financieros a costa de un mayor y más controlado coste del mantenimiento y de las reparaciones modulares por sustitución de los conjuntos de menor vida o duración, pero manteniendo viva la unidad base. Pero todos estos factores básicos obligan a una mayor calidad en el proceso de la toma de decisiones bien para seleccionar un nuevo equipo, bien para sustituir los equipos obsoletos. Tal calidad debe proceder de un análisis mucho más profundo del proyecto y del propio proceso minero.



2. AVANCES TECNOLÓGICOS EN LAS FASES DEL PROCESO MINERO Subdividiendo un Proyecto Minero en las fases tradicionales de: 1.

Exploración y Evaluación

2.

Diseño e Ingeniería. Planificación

3.

Operación

4.

-

Arranque

-

Carga

-

Transporte

-

Servicios

Restauración Ambiental

podemos examinar algunos de los últimos avances introducidos por la tecnología Minera así como las tendencias para los años 90.

2.1. EXPLORACIÓN Y EVALUACIÓN Sin género de dudas un gran avance en los últimos lustros ha sido la aplicación de máquinas y técnicas especiales en la tele-detección y valoración de los nuevos yacimientos habiendo, por si solo, cambiado el tradicional concepto de escasez y agotamiento de los recursos mineros en una abundancia e incluso excedente de reservas en prácticamente todas las sustancias minerales, lo que ha provocado un lógico descenso de las cotizaciones, al no haberse producido paralelamente el esperado aumento de la demanda por parte del Tercer mundo o de los países en vías de desarrollo.

Los avances en la tele-detección junto a las técnicas de geofísica "in situ" para la determinación de los contenidos mineros valiosos en los mismos barrenos, son los dos extremos de una cadena de procedimientos para evaluar los contenidos macro y micro de los elementos susceptibles de



interés económico. Así mismo la aparición de la espectrografía de la absorción atómica y por rayos "X" para una segura y rápida valoración de los contenidos de los productos principales permite conocer con precisión las más bajas leyes que pueden mejorar el flujo de caja obtenido del mineral, al recuperarse como subproductos lo que antes se despreciaba o se perdía e incluso contaminaba el medio ambiente a través de los residuos líquidos o gaseosos.

Sin tener en cuenta la mayor complejidad de alguno de los minerales modernos -podría decirse que prácticamente se han agotado los minerales puros- problema que corresponde resolver a la Mineralurgia o preparación de los minerales y rocas, ha sido el moderno concepto de la Minería Económica lo que ha permitido una mayor recuperación de minerales que hasta hace poco tenían un escaso interés minero. El aprovechamiento de los pequeños contenidos, la determinación previa de los elementos antes nocivos, que hoy son beneficiosos, la consideración de recuperación integral o mejorada y llegando incluso al empleo de algunos residuos mineros para fabricaciones especiales y por lo tanto útiles a la sociedad, así como el crecimiento del porcentaje del reciclaje de los metales, ha permitido abastecer la creciente y continuada demanda de productos mineros.

La aparición de las modernas técnicas geofísicas de la "detección in situ" para una planificación más detallada y una menor desviación en la consecución de objetivos económicos y operativos ha sido también posible por la aplicación de las técnicas radioactivas y por el desarrollo de unos métodos de análisis químicos y físicos más directos, susceptibles de ser grabados directamente en "cassette", para pasar a la fase de evaluación, sin eliminar, pero si reducir la captación de los testigos continuos en sondeos normales.

Y no menores han sido los avances de las técnicas de evaluación por ordenadores de los yacimientos

ESQUEMA DE UNA SONDA MICROSÍSMICA DE DOS CAPTADORES



que han permitido conocer y disminuir el riesgo minero aumentando la fiabilidad geológica y económica de los resultados a límites que deberán intentar y lograr convertir la minería en una industria más, cuyo verdadero y casi único riesgo está en la comercialización y específicamente en el precio final obtenido para el producto en un mercado, cada vez, más libre, competitivo e internacionalizado.

2.2. DISEÑO E INGENIERÍA. PLANIFICACIÓN El avance en los conocimientos científicos y técnicos en el campo de la ingeniería minera ha permitido llegar a estimar con una mayor precisión las inversiones y los costes mineros, gracias a la aparición de algunas técnicas como, la geostadística, la mecánica de rocas, la Hidrogeología y especialmente el diseño asistido por ordenador (CAD) todo lo cual ha permitido una simulación y elección de las soluciones geométricas mejores, a las que se imponen, en las técnicas de simulación, modelización y optimización, los clásicos procesos propiamente mineros como arranque, carga y transporte.

DISEÑO POR ORDENADOR DE EXPLOTACIÓN A CIELO ABIERTO



Un moderno esquema de aproximación a los proyectos mineros viene a expresarse por la frase de que "las minas se hacen, no se descubren". Esta nueva actitud, más empresarial e industrial que la muy antigua aproximación aleatoria y fortuita hacia la minería, hace suponer que, dado el abundante abanico de oportunidades mineras, basta con querer invertir en minería para poder desarrollar una mina. Pero esa actitud de "querer" o de "voluntad minera", supone un compromiso, casi siempre escaso, junto a la necesidad de unos conocimientos más fundados en la técnica y en los datos que en unas experiencias anteriores que eran más o menos intuitivas, aleatorias o afortunadas. Las grandes empresas mineras prefieren modernamente "profundizar" más en los estudios para la toma de decisiones de muy pocos proyectos que en la antigua estrategia de tocar superficialmente muchas oportunidades de variadas sustancias esperando que alguna, aleatoriamente, resultara rentable.

Los avances en este campo han venido con las modernas técnicas de determinación de la viabilidad, rentabilidad y sensibilidad que suministran unas informaciones más aptas para la toma de decisiones con una mejor medida del grado de riesgo por los empresarios públicos o privados, así como por aquellos organismos financieros o políticos que van a influir en el posible desarrollo del proyecto minero. La existencia, a nivel local y mundial, de un mayor número de empresas promotoras de negocios mineros, así como de empresas o de Gabinetes de Ingeniería, Auditoría y Consulting es un reflejo de los avances producidos en este campo del diseño, de la valoración y de la ingeniería minera.

En cuanto a la Planificación, puede decirse que es el campo en el que muchas universidades y profesores dedican actualmente sus mayores esfuerzos de investigación, especialmente en la búsqueda de fórmulas o sistemas matemáticos para determinar las secuencias óptimas de explotación de un yacimiento, el bien llamado camino, así como para determinar el ritmo y la vida más adecuados económicamente para la explotación de unas reservas determinadas, con una mejor rentabilidad, seguridad y menores riesgos.

Salvo casos excepcionales, especialmente en países vírgenes (Brasil, Australia, Méjico, Canadá y otros), existe hoy un planteamiento algo diferente en relación con la antigua táctica de aplicar la economía de escala para justificar las cada día más importantes inversiones en infraestructura minera. Más bien y, dados los fracasos producidos en la reducción de costes por buscar más la cantidad que la calidad, se pretende, hoy en día, una selectividad y modularización de las



inversiones partiendo de unos ritmos de explotación más lentos para llegar planificadamente a unos ritmos mayores. Programas especiales de simulación, incorporando todas las técnicas de programación lineales, exponenciales e incluso aleatorias, permiten estimar el mejor rendimiento técnico y económico de las distintas alternativas posibles en cuanto al ritmo y la vida de explotación de una cuenca minera.

Finalmente, y de no menor importancia, son los avances en la planificación operativa en base a una mayor aportación de datos propios de la explotación para lograr una selectividad minera más ajustada al yacimiento y al mercado. Todas las técnicas de muestreo, de práctica habitual en las plantas de tratamiento, han encontrado una aplicación en el tajo para suministrar una información previa de las calidades del mineral a extraer y con ello regularizar y homogeneizar las leyes que deberán alimentar a los complejos procesos mineralúrgicos posteriores.

Todo ello ha sido posible por la aparición de los micro-ordenadores o PC de gran potencia de cálculo y almacenamiento de datos y especialmente de la informática geométrica con gran capacidad de dibujo mecanizado de varias altenativas de excavación con la incorporación de bancos, rampas, accesos y vertederos para poder elegir la mejor solución, o la menos mala, entre las diferentes zonas del yacimiento en diferentes períodos de tiempo, a través de unos índices más económicos que los tradicionales ratios demasiado rígidos a medio plazo.

Así mismo, el desarrollo de los ordenadores personales, individualizados o por medio de terminales conectados a una unidad central más potente, ha suministrado una gran herramienta para el control de los datos que van a ser la base posterior (feed-back) de planificaciones más realistas para el futuro desarrollo o la ampliación de los proyectos iniciales. Puede afirmarse que el énfasis en los años 90 está más en el "control" como una magnifica retroalimentación que en la misma planificación como lo fue en los años 70 y 80.

2.3. OPERACIÓN Los avances más espectaculares, sin duda, se han producido en el campo de la maquinaria minera y en aquellos sistemas que permiten combinarlas para lograr un claro objetivo "Reducir los costes operativos". En verdad la innovación en la Minería ha venido más de la mano de los fabricantes de los equipos que de los mismos mineros aunque hayan sido estos los que lo han demandado y finalmente pagado a través de un sobreprecio incorporado en la máquina.



Entre los más significativos debemos destacar por orden de proceso:

2.3.1. Perforación En dos campos se han introducido sustanciales avances. En el campo de la Perforación Rotativa, que tras años de crecimiento del diámetro hasta las 15" (381 mm) de diámetro, el último desarrollo ha sido en el control informatizado de la propia operación para ajustar con precisión los factores de Par de Rotación y Empuje, de acuerdo con la resistencia opuesta por la roca penetrada, consiguiendo con ello una mayor duración de la boca, una superior velocidad de penetración, un ahorro energético y una disponibilidad elevada de la máquina.

Así mismo una cierta tendencia hacia unas máquinas menores, incorporando los ade-

COMPARACIÓN DE CONSUMO DE ENERGÍAS EN LAS PERFORADORAS MODERNAS

lantos de las mayores, ha permitido extender el campo de aplicación de la Perforación Rotativa a aquellas explotaciones de menor ritmo de producción anual, como pueden ser las canteras de rocas y las explotaciones de los carbones o de los minerales más blandos.

En el campo de la perforación percutiva debe destacarse el espectacular logro de la perforación hidráulica, que a base de altas frecuencias y presiones en circuitos cerrados de aceite, han logrado un gran ahorro energético y también unas velocidades de penetración significativas hasta el punto de llegar a competir económicamente con la perforación rotativa. Este avance logrado esencialmente en los países nórdicos ha permitido alcanzar unos costes más bajos en las obras públicas, canteras y pequeñas explotaciones, comparables a los de las grandes explotaciones. Si bien se ha complicado algo más la elección de la máquina, sobre todo del compresor y de su mantenimiento, se han logrado, en cambio, unas velocidades en roca dura hasta 3 veces mayores que las antiguas, así como unas reducciones de hasta un 50% en el consumo de energía, e



incluso más si se puede aplicar la energía eléctrica como fuente primaria. También un gran ahorro de mano de obra se ha logrado con la aplicación de varias perforadoras operadas por un solo hombre, especialmente en el corte de las rocas ornamentales y sobre todo en las maquinas tipo JUMBO de la minería subterránea, habiéndose llegado a presentar un "robot" que permite lograr la perforación automática de todo un esquema de tiro en un túnel o en galera de roca o mineral, una vez situada la máquina en su posición exacta, perfectamente alineada mediante un rayo láser.

2.3.2. Explosivos La aparición de la 2ª y 3ª generación de papillas explosivas con unas bases diferentes al Nitrat o Amónico, ha permitido una aplicación más precisa del tipo de explosivo a cada tipo de roca, e incluso una voladura más diferencial de acuerdo con las densidades de explosivo necesarias en cada zona del barreno.

Sin embargo, no ha sido posible todavía una notable reducción en los costes unitarios de la voladura, al haberse producido un alza general del precio de los explosivos, ligados en una parte al precio del petróleo y sus derivados y en otra a intereses militares u oligopólicos

CAMIÓN DE MEZCLA Y CARGA DE EXPLOSIVOS

. La mecanización de la carga del explosivo en el barreno ha llegado a unos elevados límites de automatización e incluso de transporte diferenciado para aumentar la seguridad y disminuir las lógicas prescripciones, cada vez más exigentes, para el transporte de sustancias explosivas.

Otro gran avance ha sido la aparición y desarrollo comercial de los detonadores "no eléctricos" para poder cebar e iniciar el barreno en su fondo, con lo cual se puede mejorar notablemente la calidad granulométrica del material volado y sus efectos en el medio ambiente próximo.



También la reducción en el gramaje del cordón detonante permite mejorar la seguridad y precisión de la voladura, aún cuando no se nota mucho en los costes operativos por su poca ponderación en el coste de la voladura.

Aún es pronto para citar las ventajas que podrán suponer en los costes mineros la introducción de la cuarta generación de los explosivos llamados "emulsiones", todavía en período de pruebas y de ensayos técnico-económicos.

2.3.3. Arranque directo Los avances en el diseño de las máquinas de arranque directo como las Rotopalas, Dragalinas, Mototraillas y Tractores, han estado en gran parte, todavía, basados en su crecimiento y en otra parte en la notable mejora de los materiales empleados. Así destacamos:

2.3.3.1. Rotopalas El notable incremento en la velocidad de evacuación de las cintas de transporte, por un nuevo diseño de los materiales (combinación de gomas especiales, plásticos, aceros en redondo o cables, etc) ha supuesto un incremento en la capacidad horaria, así como de la disponibilidad global del sistema por la mayor duración de las bandas y la disminución del porcentaje de paradas por causa de ellos. Así mismo, la mejora en la calidad del acero aleado en las zonas de gran desgaste como son los dientes, cubas, tolvas de transferencia, etc, aunque hayan complicado la selección de la máquina o las piezas, han permitido unas vidas más largas y unas disponibilidades mayores del sistema. La aplicación de la goma antiabrasiva, en conjunción con el diseño de las tolvas de transferencia, ha supuesto también una innovación destacable.

Notables mejoras en la calidad de los motores eléctricos y especialmente en la aplicación de la electrónica al control eléctrico de los diferentes organismos ha sido otro factor de mejora de las disponibilidades y del ahorro energético global, aún cuando sea un campo en el que quede todavía mucho por hacer.



2.3.3.2. Dragalinas Habiéndose frenado el crecimiento de la capacidad de la cuba, un notable esfuerzo en el diseño de la pluma ha permitido aplicar este sistema de carga y transporte a unas profundidades mayores que las antiguas, dada la relación existente entre profundidad y alcance de la pluma. Un diseño más tubular que planar, en los elementos constitutivos, así como un aumento en el número de soportes y en la calidad de los cables tensores, y de los aceros de la estructura soporte, ha permitido pasar el límite clásico de los 100 m (330') que existía durante años. Como, en el caso de las Rotopalas, una mejor calidad de los tipos de aceros constitutivos de la cuba, ha logrado una duración mayor de los dientes y de las chapas de desgaste. Así mismo, los avances en la aplicación de la electrónica al control eléctrico, ha logrado unos ahorros en el consumo unitario de energía, hasta incluso reducir en un 50% el consumo de las máquinas antiguas, aumentando al mismo tiempo la disponibilidad por la sustitución los anteriores sistemas de conversión dinámicos (Ward Leonard y contactores) por los estáticos.

El empleo de la energía hidráulica para los necesarios

procesos

secundarios

como

traslado, frenado, refrigeración y presurización, han sido también causa de ahorro energético y de simplificación y precisión de los controles, mandos y mecanismos operativos para el maquinista al sustituir a los antiguos mandos o controles de aire comprimido.

REGISTROS DE TENSIONES E INTENSIDADES POR CONTROL ELECTRÓNICO

El doble mando, con ubicación de los operadores a ambos lados de la máquina, ha sido otro elemento para aumentar el nivel de utilización, siguiendo la táctica, en la gran maquinaria, de buscar más la saturación de la máquina que la del personal.



2.3.3.3. Mototraillas La aplicación de esta maquinaria en la Minería a cielo abierto, cuando antes era casi privativa en el movimiento de tierras de la Obra Pública y de la Construcción, ha sido un gran éxito en aquellos materiales en los que es posible su uso, dada la eficiencia, bajo coste y facilidad para reconstruir el terreno, especialmente para extraer y depositar las tierras vegetales en la fase de restauración. De ahí que sea un buen sistema operativo en la llamada minería blanda, siempre condicionado a un completo estudio de detalle de la calidad granulométrica y geomecánica de los materiales (estéril o mineral) para limitar su uso justamente a aquellos materiales o zonas de la mina que les serán aptos.

Sin haber crecido en tamaño, los naturales avances de los motores Diesel, de las transmisiones y del empleo de la energía hidráulica, así como el empleo de aceros de más alta calidad ha permitido unas vidas de las máquinas mucho mayores. No menor ha sido el progreso en la calidad de los neumáticos que lograrán alcanzar duraciones más elevadas de su vida y disponibilidad, así como un menor porcentaje de accidentes en unas piezas poco económicas en su adquisición. Todo ello ha permitido incrementar las distancias de transporte económicamente posibles con las mototraillas.

2.3.3.4. Tractores La aparición del gran tractor D-11 de más de 700 CV ha seguido la línea de crecimiento tradicional de la marca Caterpillar, seguida de cerca por los fabricantes japoneses. El notable avance que supuso la estructura triangular del carro de orugas en el D1O ha sido extendido no sólo hacia los mayores tamaños, esperándose pronto la aparición del D12 con potencia de unos 1000 CV, sino también hacia los menores (D8 y D9). Sin que pensemos que estos incrementos de potencia son suficientes para sobrepasar los límites de ripabilidad, si cabe pensar en una mayor producción horaria para aquellos materiales que claramente son escarificables.

La reciente introducción del Riper Vibrador puede ser una ingeniosa solución para vencer o sobrepasar algunas limitaciones puntuales de ciertas zonas de la mina con materiales irregulares. Todavía esta por demostrar su aplicabilidad, pero habrá que darle un razonable margen de confianza. También la calidad de los aceros y el diseño han logrado unas vidas de la maquinaria hasta dobles, con el debido mantenimiento, de las que tenían los antiguos tractores, con lo que supone de ahorro en los costes de Amortización y en los financieros.



ESCARIFICADOR CONVENCIONAL Y POR IMPACTOS

Finalmente la reaparición del tractor de neumáticos CAT-834 es una buena noticia, ya que el tradicional tractor "escoba" se había quedado pequeño para las modernas explotaciones mineras, mucho mayores que las de hace 20 años.

En cuanto a las condiciones de seguridad puede decirse que se ha impuesto como normal la utilización de las cabinas de seguridad e incluso del aire acondicionado y la protección antirruidos para mejorar la confortabilidad del operador y con ello aumentar la productividad y rebajar los costes por metro cúbico.

2.3.3.5. Excavadoras mineras Si en el campo de la excavadora de cables se había pro ducido una cierta parada en el ritmo de crecimiento de la cuba y de la potencia en unos 30/40 m3 de capacidad (PH 2800/4200 y BE 285) y con unos 1000 KVA de potencia instalada, el crecimiento ha continuado en las excavadoras hidráulicas, cuya lenta y difícil entrada en la gran minería está siendo continua y gradualmente mayor a pesar de que todavía la disponibilidad y el coste horario resulta mayor que para las excavadoras de cable más mineras para igual o similar capacidad e incluso un factor tan importante como su duración final está por determinar todavía.

El avan ce y sustitución, como en las dragalinas y rotopalas, del control estático por la aplicación de la electrónica en la conversión de la corriente alterna a continua, ha supuesto en las grandes excavadoras unos ahorros energéticos que incluso han llegado a devolver la energía a la red en aquellas partes del ciclo de trabajo en que el cazo desciende, lo cual evidentemente puedellegar a crear problemas en los factores de potencia que deben ser corregidos en la red general con la incorporación de baterías de condensadores. Cada día son más frecuentes los análisis y control en tiempo real, mediante registros de los factores de potencia, paradas, traslados, etc., para



mejorar los ciclos y especialmente sus consumos energéticos como en el caso del registro adjunto.

ESQUEMA DE PLANTA DE CONVERSIÓN ELÉCTRICA EN UNA EXCAVADORA

El tradicional predominio de los fabricantes franceses, japoneses y alemanes de excavadoras hidráulicas en la tecnología de la transmisión para el accionamiento de los mecanismos principales (elevación, empuje y giro) está siendo incorporado en la maquinaria mayor de 20 m3 por las antiguas y grandes empresas americanas con unos diseños más robustos y duraderos e incluso con una decidida opción hacia el empleo primario de la Energía Eléctrica a Alta Tensión. Para nosotros el empleo del motor Diesel siempre será una gran limitación en la aplicación de esta maquinaria de excavación en la Minería

2.3.4. Transporte por volquetes mineros La ya clásica y antigua (15 años) competencia entre la transmisión eléctrica y la mecánica se ha ido decantando a favor de esta última, que ha prosperado en el diseño interno de la cadena, Convertidor de Par-Caja de cambios hidráulica y de los mandos finales para alcanzar unos rendimientos comparables a los de los motores eléctricos y pudiendo transmitir potencias mayores del anterior limite de los 2000 CV (1500 KVA).



Así Caterpillar ha anunciado la aparición de nuevos modelos de volquetes con capacidad superior a los 225 st, cuando hace tan sólo tres años había presentado el CAT 789 para capacidades de 170-190 st, y todos con transmisión mecánica. Esta apasionante lucha técnica ha permitido un progreso de ambas alternativas, que ha sustituido a la antigua supremacía del mayor volquete, lo que, realmente, ha estabilizado el crecimiento en el orden de las 200 toneladas cortas.

La dificultad de disponer más carga sobre los neumáticos de los 2 ejes ha impedido el avance de los camiones de 250 y 350 st, que han quedado en una cierta demostración del potencial mecánico, pero con una lógica limitación del número de usuarios y también de la disponibilidad de unos neumáticos con suficiente duración. Se demuestra así la necesidad de progresar al unísono en todos los componentes y no sólo en alguna parte de ellos, como ocurría con los tamaños de los motores y las transmisiones. Recientemente ya en el siglo XXI se ha producido el VOLQUETE MINERO CAT 789B

ensayo de volquetes con más de 300 toneladas.

Sin embargo, estamos convencidos que la causa mayor de esta cierta parada en el crecimiento del tamaño es más estructural, ya que el coste unitario por tonelada-kilométrica del transporte con los volquetes mineros ha continuado siendo el más elevado de los tradicionales sistemas en la minería, por lo cual se han buscado otras nuevas alternativas de transporte, especialmente en el dominio del transporte por cintas con un consumo eléctrico más económico o en el transporte hidráulico por tubería, en ambos casos buscando la continuidad y automatización del sistema.

El dominio norteamericano en este tipo de volquetes mineros ha sido contestado en cada continente por el ensamblaje de unos conjuntos en parte de fabricación nacional y en parte de motores y transmisiones americanos. Así, Japón, Brasil, Australia y Europa han continuado lanzando volquetes mineros para sus operaciones mineras con una fabricación mixta que puede alcanzar hasta un 75% de componentes locales.



3.5 Transporte por cintas El espectacular desarrollo del sistema de transporte por cintas en una forma continua vino impuesto, en principio, por algunos sistemas mineros como la Transferencia alemana a través de un arranque continuo con rotopalas pero, y visto su éxito y su bajo coste, se extendió al campo de la minería blanda entre otros casos en los magníficos ejemplos de Alquife y de Meira-

TRITURADORA MOVIL DE MEIRAMA

ma tanto para el mineral como para el estéril.

Posteriormente se pensó en su utilización para otros materiales más duros e incluso volados con la lógica exigencia de tener que triturarlos para limitar la granulometría del producto a transportar a unos tamaños inferiores a las 10" (250 mm).

El número de casos en que se ha llegado a triturar, no sólo el mineral sino también el estéril, ha ido aumentando de modo espectacular en los últimos 5 años y hoy no debería existir proyecto en que no se contemplara, al menos, una alternativa de colocar la trituradora móvil o semimóvil dentro de la misma explotación para poder aplicar el sistema de transporte continuo cuanto antes.

Entre los ejemplos mundiales dignos de mencionar por su calidad y por su adelante técnico figura Lignitos de Meirama en La Coruña para triturar las pizarras estériles, con una gran rapidez de desplazamiento de la machacadora y de las cintas entre un banco y el inferior (Menos de 24 horas)

CINTA SANDWICH DE ALTA PENDIENTE



A los avances en el diseño de plantas de trituración móviles se ha unido el gran desarrollo en la fabricación de bandas con almas de acero, rodillos de guirnalda, estaciones de soporte y transferencia, centros de control eléctrico con mando a distancia y, sobre todo, unas máquinas de arranque y de carga con unas enormes producciones horarias. La reducción del coste unitario del transporte al pasar al sistema de cintas habrá permitido compensar el aparente contrasentido de triturar el estéril, lo cual ha tenido también algunos efectos beneficiosos a la hora de reconstruir los terrenos correspondientes a los vertederos.

Algunos expertos internacionales han llegado a afirmar que un grado de medida de la calidad tecnológica de una explotación minera a cielo abierto está en el grado de utilización del transporte continuo sobre el discontinuo. Y entre las últimas técnicas en desarrollo, aún todavía en vía piloto en Yugoslavia, están las cintas de alta pendiente que pueden constituir un avance tan importante que llega a obligar a un rediseño de los propios métodos de explotación e incluso a afectar a la propia minería subterránea por lo que supone la reducción de la longitud del camino, rampa o túnel de transporte.

3.6. Otros transportes La industria minera, desde el temprano descubrimiento del FF.CC, ha sido la pionera en la innovación y en la utilización de los sistemas de transporte, y así ocurre en nuestra época como no podía o no debía ser menos. Así el espectacular desarrollo del transporte hidráulico de sólidos ha permitido conducir en horizontal y en vertical tamaños hasta de 10 mm en producciones de millones de toneladas/año y en pequeñas minas explotadas con monitores o dragas hidráulicas. Los modernos mineroductos para transportar el carbón entre Nuevo Méjico y Arizona, el concentrado de cobre de Tasmania, los caolines en Inglaterra, el mineral de oro en los casos de España, Colombia y Alaska, etc, permite pensar en una aplicación intensiva al transporte de los minerales finos en la propia mina. Al fin y al cabo el transporte hidráulico es ya bastante antiguo en los aluviones de oro, diamantes y estaño y se trata tan sólo de extenderlo a otras sustancias como graveras, arenas, arcillas, etc, de menor valor.

3.7. Restauración ambiental Hace unos 100 años, en febrero de 1888, se provocó una fuerte y dramática protesta social, en el pueblo viejo de Riotinto, en contra de la contaminación producida en el aire por los humos de SO2, que el sistema de tostación de las piritas en las "teleras" provocaba en las poblaciones próxi-



mas. Junto a las medidas gubernativas para reducir el problema, los técnicos de aquella época decidieron cambiar el método o sistema de producción del cobre, pasándose a recuperar el SO2 y producir ácido sulfúrico en una de las primeras plantas que se construyeron en España, y cuyas ruinas podían contemplarse hasta hace poco tiempo en el camino de Nerva. Este centenario nos señala claramente como la lucha contra el efecto contaminante de la minería y la metalurgia ha ido siempre de la mano de recuperar los elementos para transformar el reto en negocio y las pérdidas en ganancias.

¿Cu ántos de los actuales excedentes de algunas sustancias minerales, hoy en día, no proceden de las recuperaciones "fatales" para no contaminar?. Comenzando por el azufre de las fundiciones y refinerías de petróleo y siguiendo por las chatarras de hierro, cobre, plomo, aluminio y zinc e incluso las negras aguas de los ríos carboneros bajan hoy limpias por las recuperaciones secundarias de las escombreras y los cauces y las cenizas volantes de las centrales térmicas podrán ser aplicadas con gran éxito en los nuevos materiales de construcción.

Deberíamos en consecuencia, quizás, deducir como una conclusión, la obligación de los técnicos mineros y metalúrgicos de reclamar la bandera de primeros y auténticos ecólogos, que desde hace ya más de 100 años luchan cotidianamente para reducir las pérdidas de sustancias minerales e incluso transformando los estériles en unos productos útiles para la sociedad, de tal manera que puede decirse que “los residuos de hoy son minerales de mañana”.

Quisiéramos en este punto recordar como en los últimos años la recuperación de los terrenos afectados por la minería a cielo abierto ha pasado de ser un problema de difícil exigencia de las comunidades locales a un interesante, aunque pequeño negocio, complementario de la minería, en su nueva faceta agrícola, ganadera, forestal, urbanística e incluso de aprovechamiento de los viejos minados para deposición de residuos industriales y urbanos más contaminantes que la propia minería. No es extraño, hoy en día, leer en las memorias de algunas compañías mineras algunos párrafos dedicados a sus producciones de trigo, cebada, naranjas y limones, junto al número de hectáreas recuperadas para la ganadería, bosques, viñedos o construcción de urbanizaciones, llegando a la creación de campos de golf y auditorios de ópera y conciertos en algunas canteras y graveras tras haber, esta, suministrado los materiales para la construcción de viviendas, caminos y puertos deportivos o industriales. (Marbella)



Como algún técnico internacional ha señalado, con acierto, que la mayor mina de minerales energéticos creada por el hombre en los pasados 15 años ha sido el AHORRO ENERGÉTICO, llevado a cabo, por toda la sociedad, para luchar contra los galopantes precios de los combustibles, y que representan un equivalente a más de 500 millones tec./año. De la misma manera y como una fuente de recursos mineros de metales, combustibles, radioactivos, rocas y áridos y de otras sustancias deberá empezar a considerarse y evaluarse esa gran mina a cielo abierto que es la recuperación de todas las materias que al verterse contaminan las aguas, el aire o el suelo.

RESUMEN La base esencial de la tecnología minera es "reducir los costes de explotación", tan solo por ello se ha desarrollado de tal modo la MCA, por tener un menor coste que la minería de interior. Por tanto un verdadero minero es aquel cuya permanente actitud debe ser la de innovar los métodos, los sistemas y los equipos para tener cada año un coste menor, lo que permite aumentar los beneficios o continuar siendo competitivo. Esta debe ser la estrategia de la minería, desde un punto de vista de la operación minera, para junto a la exploración geológica que aumenta las reservas y a la investigación mineralúrgica que mejora el rendimiento poder llegar a producir más sustancias competitivas a nivel mundial.



CAPITULO XLV. LAS TENDENCIAS MINERAS HACIA EL SIGLO XXI 1.- INTRODUCCIÓN. El siglo XXI se aproximó tan rápidamente que, dehecho ya estamos en el. Todos los que están en la industria minera han sentido a lo largo del siglo XX los sucesivos baches y obstáculos del camino habiendo sido el mayor de ellos la reconversión y la consolidación de esta actividad humana.

Hace dos décadas al menos unas 100 compañías tenían una fuerte implantación o presencia en la minería mundial. Hoy tan solo 10 empresas controlan el 30% de la producción minera mundial y unas 25 más de la mitad.

¿Cuantas compañías han sido adquiriREPARTO DE LA TARTA MINERA

das por otras o han adquirido otras en las últimas dos décadas? Y ¿cuanta s

han desaparecido en el dificil camino de la supervivencia?Una gran dificultad en el camino ha sido la fuerte competencia de los costos y no precisamente una competencia amistosa sino a muerte a pesar de existir suficiente espacio en el mundo de los negocios para competir limpiamente entre todos. Se trataba no solo de sobrevivir sino de eliminar a los otros competidores del mercado. La intensidad de esta lucha se puede reflejar bastante bien en los puntos clave de los análisis efectuados por cada uno. Claramente los vencedores han sido los que estaban en el tercio inferior de la curva de los costos, y por tanto se debería haber aprendido en este período a sobrepasar los dos obstácuMINAS

RELACIÓN ENTRE COSTES Y SUPERVIVENCIA

los principales del camino: La reconversión y la competencia de costos. Y al girar la última curva nos han aparecido otros nuevos obstáculos o restricciones colocadas en el camino del desarrollo minero: Las leyes medio ambienta-

les, la disponibilidad de concesiones y de permisos de ocupación de los terrenos, los problemas laborales, las fuertes restricciones financieras, etc.



Han sido un enorme laberinto de regulaciones, de restricciones e incentivos los que han causado la aparición de los"puntos calientes" en la minería mundial. Zonas o puntos calientes como son los casos de América Latina, del Lejano Oriente, de Africa del Sur y la CEI, antigua Unión Soviética, justamente zonas en las que existen un gran potencial minero, pero en las que, en principio, los riesgos son muy grandes incluyendo la inestabilidad política, la falta de personal preparado, la corrupción, la falta o el precio de la financiación y la carencia de una infraestructura bien desarrollada.

ZONAS DE IMPORTANCIA MINERA FUTURA EN EL MUNDO

Hace siete años la empresa americana de fabricación de maquinaria minera y obra civil "Caterpillar" decidió realizar un detallado análisis de la industria extractiva en orden a valorar el perfil y las condiciones más favorables del próximo camino minero tan lleno de obstáculos. Tal estudio denominado "El entorno de los negocios mineros en el año 2000", fue llevado a cabo por un equipo de especialistas y profesionales de todo el mundo y presentado, dentro del MINEXPO 92, en un seminario celebrado en Tucson (Arizona) en Octubre de 1992. Destaca la presencia en el equipo realizador de sus propios empleados - miembros de las compañías distribuidoras -, de personal de las principales empresas mineras mundiales, de profesionales y economistas, de representantes de asociaciones mineras y otros; todos juntos han tratado de predecir como podrá cambiar la industria minera desde hoy hasta el año 2010.



Se trata de resumir en este capítulo final alguno de los puntos claves encontrados en la realización del estudio. Se comienza por una rápida visión del entorno global de la minería en las pasadas dos décadas, discutrendo las futuras tendencias en minería y maquinaria y también se establecen algunas de las nuevas tecnologías en el horizonte.

Se comienza con las cinco megatendencias globales que representarán un impacto significativo sobre como serán los negocios en los próximos 20 años.

2.- TENDENCIAS GLOBALES.

PORTADA DEL TRABAJO PRESENTADO EN EL AMERICAN MINING CONGRESS POR CATERPILLAR

TENDENCIA Nº 1.- El crecimiento de la población. De acuerdo con las estimaciones de los expertos de las Naciones Unidas es esperable que la población humana continuará creciendo, pero a un ritmo de 1.7% - unos 93 millones de personas al año - algo menor que en el pasado. En los próximos 20 años podrán existir unos 1.700 millones más de personas viviendo sobre el planeta, de las que un 95% lo harán en los países en vías de desarrollo y todas ellas consumiendo unos productos minerales en una mayor o menor intensidad.

TENDENCIA Nº 2.- El Crecimiento económico. Se ha estimado en las bases del estudio, que las economías mundiales continuarán creciendo, como en el pasado, activadas por los tres motores principales: el Japón, los Estados Unidos de América y la Comunidad Económica Europea.

Como demuestran los gráficos adjuntos la minería ha seguido y sigue en paralelo las fluctuaciones de la actividad económica marcada por la variación del PIB en tal modo que las frecuencias de los



valles y de las puntas son casi coincidentes, si bien algo defasadas en el tiempo, pero no en la frecuencia y en la amplitud de los mismos demostrando el carácter inevitablemente cíclico que tienen las actividades económicas y entre ellas la minería a causa de las fluctuaciones de la demanda de las sustancias por la sociedad y por la sustitución de unas materias con otras o por la cada vez mayor utilización del reciclaje de las materias primas como ya sucede en los metales y en el Uranio.

RELACIÓN ENTRE CRECIMIENTO DE LA ECONOMÍA Y PRECIO DE LOS METALES

El crecimiento de la economía más rápido se producirá en los países en vías de industrialización como son los casos de Corea del Sur, Taiwan, Méjico, India, Chile, Brasil, etc.; el crecimiento más estable será en los países más desarrollados como los ya citados motores, más los casos de Canadá y Australia. El desarrollo será más lento o limitado en los países menos desarrollados. Existe, en este momento, una gran incógnita para los casos de China, Europa del Este y la CEI, para los que resulta prematuro predecir como afectarán, en su transición a la economía de mercado, al entorno de los negocios mundiales, aunque parece bastante obvio que podrán utilizar los productos minerales como unos bienes de intercambio para cubrir sus necesidades de capital y tecnología.



TENDENCIA Nº 3.- El movimiento ecologista. Cabe esperar que las regulaciones medio-ambientales serán aún más estrictas y costosas de lo que ya lo son hoy. Por ello, los gastos propios en la protección del medio ambiente podrían doblarse en las naciones industrializadas entre hoy y el año 2010 pasando desde el actual porcentaje del 2% hasta un probable 5% del PIB, y aunque, en algunos países en vías de desarrollo podrían existir unos niveles de regulación menos exigentes, el movimiento ecologista se expandirá a todas las áreas del planeta, como corresponde al crecimiento de la idea de protección "global" del planeta.

TENDENCIA Nº 4.- La utilización de la Energía. La cantidad de la energía consumida por cada unidad de PIB decrecerá en los próximos 20 años, pero la suma absoluta consumida será hasta un 50% mayor, principalmente porque los países menos desarrollados incrementarán su uso en cerca de un 5% anual acumulativo. Se ha estimado que su origen podrá venir de:

*

El petróleo, que seguirá siendo el principal suministrador y que continuará fluyendo libremente al mercado mundial, aunque se esperan ciertas subidas de precios reales.

*

Un incremento del suministro de gas natural, cuyo precio podría permanecerá estable e incluso descender si la CEI se confirmara como un área fuertemente exportadora al mercado global.

*

La energía nuclear, que tomará un mayor porcentaje en la producción de la energía eléctrica en el período considerado.

*

La producción de carbón que podría incrementarse si la industria eléctrica fuera capaz de desarrollar unas calderas más limpias o sistemas más eficientes para quemarlo o decrecería si el gas natural bajara de precio.

TENDENCIA Nº 5.- Los recursos humanos. Al aproximarse el siglo XXI, el porcentaje del equipo humano en el trabajo minero continuará decreciente, pero existirá una crítica falta de personal con buena especialidad técnica. En la minería, en concreto, no solo se producirá una gran dificultad en conseguir y mantener los operadores y electro-mecánicos, sino también se producirá una gran limitación en la disponibilidad del número de los ingenieros y especialistas profesionales en las áreas remotas.



Tras esta rápida visión de las tendencias globales y claves que pueden aplicarse al entorno de todos los negocios en los próximos 20 años pueden deducirse cuales serán las buenas y las malas noticias que de ellas resultarán para el sector minero.

Primero las buenas noticias. El crecimiento de la población y del desarrollo económico mundiales incrementarán, en consecuencia, el consumo de los productos minerales. Cabe esperar, por lo tanto, los siguientes crecimientos porcentuales:

*

El sector metálico crecerá un 1,5% anual acumulativo, para lograr abastecer de bienes duraderos a la sociedad.

*

La minería energética se incrementará en un 1,7% anual para responder al incremento de la demanda global.

*

Los materiales del sector de la construcción subirán su demanda en un 2% anual, para construir más viviendas, carreteras, aeropuertos o infraestructuras.

Y ahora las malas noticias o los principales retos:

*

La reconversión y consolidación de las compañías mineras aun no ha terminado, por lo que las grandes empresas o los grupos mineros continuarán creciendo y las menos grandes podrán desaparecer o ser absorbidas.

*

Aparecerán más restricciones legales o sociales al desarrollo de la minería.

*

Aparecerá una insoportable falta de personal minero cualificado, especialmente en aquellos países en vías de desarrollo.

*

No será precisamente más fácil llevar a cabo los negocios mineros en los países más remotos y menos desarrollados.

*

El carbón tendrá una fuerte competencia en sus precios por parte del gas natural y de la energía nuclear.

Señalados los pros y los contras en el probable escenario de la industria minera para el siglo XXI, se podría deducir un razonable optimismo ante el futuro, ya que existirán una multitud de oportunidades y de recompensas para los que siguiesen este camino.



La oportunidad que se persigue en este sector es muy grande y creciente. El valor de los carbones y del uranio, de los metales y de los minerales industriales explotados a cielo abierto será, en USA, del orden de unos 200.000 Millones de Dólares por año, para lo cual se tendrán que mover unos 70.000 millones de toneladas anuales de materiales (especialmente estériles) que serían equivalentes a un hueco de unos 5 Km de largo con una sección como la del Gran Cañón del Colorado y para lograrlo se necesitarán invertir en maquinaria y en repuestos unos 4 000 millones de dólares cada año, lo que obligará a los fabricantes de la maquinaria y equipos a comprometerse con la industria minera para ayudarla a mantener descendente el costo operativo por tonelada. A un nivel global podrían multiplicarse estas cifras por 3 o 4 veces

LA PARADA DE LAS MINAS NO COMPETITIVAS EN U.S.A.

para representar el volumen y la dificultad de la minería de los próximos años, alrededor del mítico año 2.000, por lo que supondrá una de las actividades humanas más atractivas para los fabricantes de maquinaria y equipos industriales.

3.- TENDENCIAS MINERAS. La encubierta reconversión de la industria minera a lo largo del mundo en las pasadas dos décadas ha significado un descenso del orden de un 25-30% del coste de extracción, habiéndose logrado a través de la reducción del número de las minas en operación y del de los trabajadores en esta industria como, en el caso de los Estados Unidos de América, se observa en los gráficos adjuntos, habiéndose alcanzando con ello un espectacular aumento de la productividad que ha llegado a las 45 toneladas por jornada en la minería del carbón o a los 50 kg de cobre por horahombre trabajada.


PRODUCTIVIDAD EN LAS MINAS DE COBRE EN U.S.A.


PRODUCTIVIDAD DE LAS MINAS DE CARBON A CIELO ABIERTO EN U.S.A.

Los puntos clave para lograr tales aumentos fueron: los incrementos en la producción unitaria de las minas, en la disponibilidad mecánica y en la utilización de la maquinaria, todo lo cual ha dado lugar a un espectacular descenso de los costes.

PUNTOS CLAVE DE LAS TENDENCIAS MINERAS

Si las tendencias de la minería en la década de los años 70 fueron que :

* Lo mayor era lo mejor * La búsqueda del ahorro energético * El uso de las grandes excavadoras * La creciente mejora de las técnicas de mantenimiento

sin embargo, aparecieron otros graves e inesperados problemas como las nacionalizaciones, la crisis en los precios de la energía, etc.



Durante la década de los 80 las tendencias fueron :

* Una mayor utilización horaria de las máquinas. * Simplicidad en la corrección de inconvenientes en la operación y en el mantenimiento. * Una maquinaría más "verde". * La compra por uso horario (Pago por hora trabajada). * Una red informática más perfecta..

y otros problemas más reales fueron el costo de la financiación, las regulaciones medio - ambientales, etc.

Cabe pensar que para la década de los años 90 las tendencias más importantes en la operación minera serán:

* Una mayor productividad en la minería subterránea. * Sistemas más continuos de trabajo. * Minería in situ. * Maquinas autónomas.

En resumen puede afirmarse como conclusión que el camino minero será, como ha sido siempre, una permanente evolución y no una revolución, que se continuará produciendo en el desarrollo de las nuevas explotaciones mineras.

Y más allá del año 2000 ca-

* El enfoque sobre el transporte minero interior

ben esperarse los siguientes

* Pensar en la robustez del equipo

objetivos:

* Compartir los riesgos

y siempre con el fin de reducir aún más los costes por tonelada arrancada.



Las máquinas de carga. Las tendencias más concretas en el campo de la maquinaría confirmarán los siguientes puntos, hoy ya vigentes en muchas operaciones mineras: Mayores equipos.Se podría complementar el bien conocido mensaje minero de: "LO GRANDE ES LO MEJOR"

por uno nuevo o más preciso como: "LO GRANDE DEBE SER REALMENTE LO MEJOR"

La economía de escala buscada en las minas, a través de las grandes unidades, se obtendrá siempre y cuando realmente NO suceda que:

* Aumentando la capacidad en un 25%, la disponibilidad baje del 90 al 80%. * La vida de los neumáticos descienda de 5.000 a 2.000 horas. * La duración del motor entre revisiones pase de 15.000 horas a tan sólo 6.500 .

La razón pudiera estar en que, a veces, los componentes necesarios para construir unos grandes equipos no están disponibles para conseguir un menor costo y una mayor vida de la unidad que en los equipos menores. Así mismo si el ciclo de carga no está equilibrado con el volquete el gran beneficio de usar unos camiones mayores no se podrá alcanzar. Y aunque, evidentemente, el volquete mayor moverá más toneladas por hora cuando está viajando, con una máquina de carga pequeña, el volquete se moverá menos y permanecerá más tiempo bajo la cargadora no obteniéndose entonces todas las ventajas de su mayor tamaño.

Menores ciclos de carga.De las 8 a 10 cubadas que se necesitarán para cargar un gran volquete con una excavadora eléctrica normal, se está produciendo una clara tendencia hacia las 3-4 cubadas en un tiempo próximo a los 2 minutos. Este ciclo de tiempo era lo normal en las unidades de transporte de 35 a 85 t, hace años, y con la aparición de las grandes unidades se aceptaron unos mayores ciclos de carga para no cambiar la máquina de carga. Hoy muchas minas están reconsiderando la



posibilidad de cargar los volquetes de las 200 t en un ciclo de unos 2/3 minutos, empleando para ello unas mayores máquinas de carga.

Mayor utilización.El aumento de la competencia entre las minas, junto a la consolidación y reconversión entre las grandes y las chicas ha dado lugar a unos análisis muy precisos de los costes mineros por parte de los controladores financieros. Ello ha conducido a una reducción de las máquinas en reserva y a una deseada recuperación anticipada del capital invertido, lo que ha obligado a unas mayores utilizaciones de los equipos que han pasado de las antiguas 4.500-5.000 horas por año a las actuales 6.500 horas y más.

Las tendencias en las máquinas de carga podrían ser: *

La presencia cada vez mayor de grandes excavadoras eléctricas y una reducción del porcentaje de las palas cargadoras.

*

La búsqueda de una mayor eficiencia en el consumo de energía o de combustible.

*

Una mayor selectividad para poder separar mejor el mineral del estéril.

*

Un esfuerzo en mejorar la calidad de las pistas de transporte de las minas para saturar mejor los ciclos de carga.

*

Una fuerte competencia entre las nuevas y grandes palas cargadoras con las nuevas y robustas excavadoras hidráulicas.

*

Mayor utilización de los grandes tractores como máquinas de carga y transporte en aquellas distancias que sean menores de 100 m.

*

Sustitución del volante de las actuales máquinas de carga sobre ruedas por unos sistemas de dirección manuales (sticks).

Los medios de transporte. Y en el campo de los transportes convencionales por volquetes mineros, que vendrá a representar un mercado de unas 3000 unidades por año continuará la tendencia a:

FUNDAMENTOS DE LABOREO DE MINAS *

Reducir el

número


de

unidades con capacidades inferiores a las 120 *

Incremento de la flota de las unidades de 240 st en un 20% anual acumulativo sustituyendo a los de 170

*

Aumento en los porcentajes relativos de las grandes unidades con transmi-

REPART0 DE PORCENTAJES ACUMULADOS DE VOLQUETES A NIVEL MUNDIAL

siones mecánicas. *

La aparición de los volquetes con unas 300 st de capacidad está limitado, actualmente, por no disponerse de unos motores diesel de unos 3000 HP y de unas cubiertas con una capacidad para soportar la carga sobre los dos ejes.

*

Incremento de las trituradoras "in situ", en el fondo de las minas, para alcanzar más rápidamente el sistema de transporte continuo por cintas.

Los

volquetes

de

transmisión

mecánica Uno de los recientes cambios fundamentales en la industria minera ha sido el creciente

uso de los volquetes de

transmisión mecánica, ya que su fiabilidad ha ido mejorando en los tamaños mayores. Los gráficos adjuntos muestran como la tendencia hacia los volquetes de transmisión mecánica que comenzó en el

REPARTO PORCENTUAL DE VOLQUETES TRANSMISION MECANICA VS ELECTRICA CLASE 120 -150 t

final de los años 70 en el tamaño de las 85 st, se ha dirigido últimamente hacia los volquetes de una capacidad superior a las 115 st.

Caterpillar, de hecho, comenzó la fabricación de un volquete de una capacidad de 135 t en octubre de 1984 y, dos años más tarde, el volquete de 176 t y en tan corto período de tiempo se vendieron unas 800 unidades en las explotaciones mineras de todo el mundo. Para comprender



estos números, en perspectiva, podremos decir que la venta anual de volquetes de estos tamaños es aproximadamente de unas 400 unidades.

Pensamos, realmente, que a los mineros les tiene sin cuidado si compran unos volquetes con la transmisión eléctrica o mecánica y que lo que realmente desean es el más bajo costo por cada tonelada movida, y el volquete de transmisión mecánica lo puede conseguir. La decisión de ofrecer una transmisión de los volquetes mecánicamente en las mayores capacidades a las 100 st fue el resultado de una encuesta llevada a cabo en unas 150 minas de todo el mundo a finales de los años 70. Las comunes preocupaciones a todas las minas fueron cinco:

1.-El mayor problema a resolver era el coste del transporte dentro de la mina. 2.-Las velocidades del transporte eran algo bajas, especialmente subiendo cargado. 3.-El consumo específico de gas-oil era alto. 4.-Para subir unas pendientes más fuertes, se necesitaba una mayor capacidad unitaria. 5.-Era conveniente poseer un sistema que pudiera medir el peso realmente transportado.

Después de estudiar las diferentes formas de la transmisión de la potencia del motor a los mandos finales, CAT concluyó que la eficiencia de la transmisión mecánica significaba un menor consumo de gas-oil por tonelada movida. También permitía una mayor velocidad subiendo y se podía operar con una mayor eficiencia en pendientes variables, lo que daba a las minas la posibilidad de diseñar más flexiblemente el perfil del camino y con unas mayores pendientes sin tener que comprometer la velocidad máxima en los tramos exteriores a la mina, es decir la posibilidad de trabajar en unas pendientes más fuertes sin disminuir la eficiencia en los tramos más llanos y ventajosos, lo que daría una mayor flexibilidad a los diseñadores de las pistas mineras con lo que resultarían unas menores distancias, unos ciclos más reducidos y una menor flota de volquetes.

Aumento de los equipos móviles en las grandes explotaciones a cielo abierto de carbón. En aquellas explotaciones en donde tradicionalmente se habían utilizado las dragalinas como la principal máquina minera, la utilización de los volquetes estaba incrementándose para la transferencia del estéril, ya que daban una mayor flexibilidad a la operación para minar varias capas de carbón y poderlas mezclar para obtener una calidad media de la producción. Así, por



ejemplo, unos 50 volquetes de 136 st y 177 st estaban ya trabajando en las minas a cielo abierto de Inglaterra a finales de los años 70.

Veamos ahora otras tendencias recientes. Si el costo por tonelada sigue siendo, ciertamente, la fuerza motriz del buen minero, además de los volquetes ya existentes, serán precisos una mayor máquina de carga y unos volquetes más grandes con transmisión mecánica. Caterpillar ha lanzado, recientemente, una nueva unidad de 240 t, que será tan solo unos 50 cm más ancha que el volquete de 177t y por tanto tendrá unos criterios geométricos de utilización similares para poderse mezclar con las actuales flotas de volquetes. Para ello, en el mercado existen ya unas excavadoras capaces de cargar en tres pasadas los volquetes de más de 200 st.

Asimismo las nuevas palas sobre neumáticos son mucho mayores y ya se ha presentado la 994 que tiene, aproximadamente, el doble de capacidad de cazo que la conocida 992 y será capaz de cargar las unidades de transporte de 136t y 177t.

Otras máquinas de servicios. En otros tipos de máquinas mineras se puede predecir, con relativa facilidad, la aparición de: *

El tractor D-12, con una potencia de unos 1.000 HP, que no espera más que el momento comercial ya que hoy no existe una demanda suficiente.

*

La motoniveladora modelo 18-H con una potencia de unos 500 HP y con una hoja de 5,5 m de ancho.

La seguridad y el control. La seguridad del personal operador en el vehículo ha adquirido una mayor importancia como ha revelado el caso recientemente ocurrido en Chuquicamata (Chile), sobre un volquete de 177 st. La existencia de la cabina tipo ROPS mantuvo la integridad total tras su caída, cuando una cabina normal no hubiera resistido el golpe. Se espera un creciente uso de la ayuda de la información a bordo, tal como la medida de la carga útil para controlar, no solo el peso, sino también para extender la vida media de los neumáticos. El sistema desarrollado es el clásico de esta tendencia de control, ya que mediante unas luces en el exterior del volquete se avisa al conductor de la pala o excavadora de que ha sido obtenida la carga total. Tal calidad del control directo permitirá una mejor información a la dirección técnica de la mina.



Se están incorporando, para mejorar el "dispatching", nuevos sistemas de información, en tiempo real, que permitirán mejorar la utilización y el ritmo de los volquetes y de las palas, reduciendo los tiempos de espera, así como unos sistemas de ayuda, a través de indicadores, que marquen la necesidad de mantenimiento o reparación antes de que llegue a suceder el fallo o la avería.

El compromiso in situ del distribuidor. Algunas minas suministran ya instalaciones de almacenes para los repuestos y de talleres para efectuar el mantenimiento a los suministradores de los equipos, ya que ambos deben de compartir el objetivo común de mejorar la utilización horaria de la maquinaria para lo que se necesitará un mayor conocimiento especializado, además de usar la capacidad técnica del vendedo r/ suministrador.

El riesgo compartido. Cada vez existen más casos de minas que desean reducir los costes variables y una forma sería contratando con los suministradores de la maquinaria el mantenimiento y reparación pagando una cantidad horaria fija, mejor que aceptando el riesgo del aleatorio coste futuro que pueda resultar de las reparaciones. Compartir el riesgo es una idea que se podrá también aplicar para obtener un carácter fijo en la disponibilidad mecánica, en la producción horaria y en los costes de los neumáticos. Esta técnica fue aplicada con éxito en Cerro Colorado (Riotinto) hace ya 25 años y actualmente se utiliza en Aznalcollar en el mantenimiento de las grandes unidades adquiridas por APIRSA o en la mina de Mountain Gold de Nevada

4.- LA INNOVACIÓN TECNOLÓGICA. Comentaremos, a continuación, aquellos cambios que se podrán producir en la tecnología y que afectarán a la industria minera en los albores del siglo XXI. Ante todo una simple pregunta:

¿Cuánt o se gasta actualmente la industria minera en I+D como porcentaje medio de sus ventas anuales?.

La mayor parte de las compañías mineras, con un tamaño suficiente para soportar el esfuerzo en I+D, se vienen a gastar entre el 0,5 y 1% de sus ingresos en el desarrollo tecnológico de unos nuevos sistemas, procesos y/o maquinaria minera. La mayor parte de los suministradores de equipos mineros se están gastando en I+D entre el 2 y el 3% de sus ventas. Caterpillar invierte



entre el 4 y 5% de sus ventas anuales, lo que el año pasado supuso unos 425 millones de $ en Investigación e Ingeniería, que representa más de un millón de dólares diarios.

Esto quiere decir que los mineros, tradicionalmente endosan la responsabilidad de su I+D en búsqueda de nuevas maquinas a sus suministradores y que esperan que sus "socios suministradores" proveerán la tecnología que permitirá conseguir las grandes producciones programadas y alcanzar la reducción de sus costes. Cada vez que compramos una máquina estamos colocando entre un 4 y un 5% del precio de compra en un programa de Investigaciones. Podría contemplarse, por tanto, esta exposición como un cierto balance o cuenta de resultados ante los mineros de como se están haciendo las cosas para mantener el liderazgo y el desarrollo tecnológico de los futuros sistemas mineros.

Una empresa multinacional como CATERPILLAR tiene ya un largo historial en el liderazgo tecnológico, pues ya en 1900, el hombre que fundó la compañía fue el primero en aplicar, con éxito, una ruptura tecnológica al reemplazar las ruedas de su tractor de vapor por unas orugas y con ello cambió la naturaleza de las explotaciones agrícolas y de la Agricultura. En 1930 fue la primera empresa del mercado en utilizar un reducido motor Diesel en una aplicación móvil; este primer motor conocido como el "Old Betsy" fue tal hito en el desarrollo tecnológico que hoy figura en el Museo Smithsonian de Washington. En 1950 introdujo la innovación de utilizar unos controles hidráulicos en lugar del tradicional control por medio de cables. En 1970 introdujo el accionamiento elevado de las ruedas cabillas, lo que fue un importante paso en la evolución del diseño de los tractores mineros para poder reducir los costes por tonelada arrancada.

Actualmente y para mantener su liderazgo emplea más de 4 000 personas trabajando en los proyectos de investigación e ingeniería en sus centros técnicos y en las áreas de demostración, así como en sus centros de distribución de todo el mundo. Cualquier día pueden encontrarse técnicos desarrollando y aplicando nuevas tecnologías para hacer los equipos más productivos, fiables, duraderos y económicos en los costes de propiedad y en los de operación. Y lo mismo podría decirse para empresas como Michelín en el desarrollo de sus neumáticos, de Bucyrus en el campo de las perforadoras y excavadoras o de Krupp para las trituradoras móviles o para las rotopalas y cintas mineras. Citemos algunas de las actividades que se están desarrollando actualmente.

FUNDAMENTOS DE LABOREO DE MINAS *


Existe un simulador del tren de potencia, controlado por un ordenador, que se utiliza para comprobar los rendimientos de los motores, trasmisiones, ejes motrices y mandos finales, y que permite duplicar las condiciones y tensiones reales que, un volquete minero cargado, podría encontrarse cuando acelera, frena, o transporta a una velocidad constante, bien subiendo o bajando.

*

Se dispone de una cámara climática en donde se desarrollan algunas pruebas a unas temperaturas tan bajas como los 40º bajo cero.

*

Existen hasta 10 celdas de comprobación de las emisiones de los motores para poder cumplir con las actuales regulaciones medio ambientales.

*

Se disponen de vehículos especiales equipados con las últimas novedades en la tecnología de toma y análisis electrónico e informático de los datos, que siguen a las máquinas cuando se someten a las series de ensayos de rendimiento. Esto permite disponer de unos datos reales para mejorar la calidad del producto.

También el equipo de la investigación explora y desarrolla nuevos materiales, como para los componentes cerámicos del motor, que podrían ayudar a reducir las perdidas de calor y mejorar los rendimientos del motor y la eficiencia del combustible. Así mismo se están evaluando nuevos metales aleados, plásticos, adhesivos, materiales de goma, que hagan más ligeros, duraderos y eficientes los componentes de las máquinas. Y además de buscar unos nuevos materiales se está trabajando fuerte en mejorar los existentes. Los Metalurgistas han desarrollado ya una nueva generación de materiales de desgaste -cuchillas, puntas y hojas- más adecuadas al duro trabajo minero construidas con unos aceros de alta resistencia y tratados al carburo de Wolframio para poder ser utilizadas más tiempo, poder producir más m3 de material arrancado por hora y durando hasta unas 4 veces más que las herramientas convencionales.

Otra prioridad actual es la investigación sobre los nuevos combustibles, que a través de un agresivo programa de investigación incluye los posibles usos de petróleos de un origen mineral o vegetal, de metanol, de los paneles solares y de la gasificación del carbón.

Y, en los últimos años, la investigación y la aplicación de la electrónica y de los ordenadores se ha intensificado para ser usadas en las máquinas mineras. El objetivo final será suministrar a las compañías mineras tal poder de información que todos puedan trabajar mejor y más cómodamente. Es bien sabido que el operador trabaja más y mejor cuando posee unos controles informáticos



directos del motor, de la transmisión y de los mandos hidráulicos. También el personal de mantenimiento se beneficiará del mayor conocimiento informático y electrónico de los datos grabados para acelerar el diagnóstico y la reparación de las averías. Y por último los técnicos responsables podrán hacer una mejor labor controlando sus resultados con la ayuda de los programas y controles de los microordenadores.

Algunos de los objetivos en que se están dirigiendo actualmente las áreas de investigación son: *

Incrementar las horas de trabajo por año

*

Facilitar la operación, el mantenimiento, la diagnosis y la reparación de las máquinas

*

Cumplir las regulaciones medio-ambientales

*

Reducir los costes por tonelada

¿ Cuales son algunas de estas áreas de investigación? 1º.-

Reducir las emisiones de los motores.

2º.-

Un nuevo proceso de fragmentación de la roca

3º.-

Una operación minera autónoma y automática.

Las emisiones En los últimos 20 años se ha intentado reducir el contenido en NOX en los gases de emisión de los motores de los camiones de carretera. Uno de los modos ha sido mejorando el consumo del combustible, logrando reducir el peso de los motores desde los 4300 kg para 700 HP en el año 1950 a unos 2250 kg actualmente para la misma potencia y se puede prever para el futuro en lograr unos 900 kg. El consumo específico de gas-oil por HP ha descendido desde los 220 g./HP/hora hasta los 137 de hoy en día y se podría esperar de los actuales ensayos un futuro consumo de 114 g/HP/hora.

Además de haber mejorando la eficiencia del combustible se han logrado reducir las emisiones mediante el desarrollo de unos sistemas de inyección del combustible a alta presión, un postenfriamiento aire-aire, unos componentes cerámicos del turbo y unos nuevos sistemas de combustión. Para un inmediato futuro, se esperan reducir las emisiones de NOX a través del uso de la electrónica, ya que es bien sabido el efectivo modo de reducirlo que tiene el "timing" o momento de la inyección del gas-oil en la cámara, lo que si, es insuficientemente controlado por el sistema mecánico tradicional, podrá serlo mejor a través de una unidad electrónica de inyección



(EUI). Desde hace 5 años se han incorporado en los motores de aquellos volquetes mineros del orden de unos 10 litros de cilindrada. Actualmente se comienzan a incorporar comercialmente a la familia de los motores de la serie 3500, que se utilizan en los volquetes 777C, 785B, 789B, 793B, esto es a partir de las 85 st y hasta las 240 st, así como en la excavadora hidráulica 5130. El motor con EUI tiene muchas ventajas, ya que, además de reducir la emisión de NOX, resultará más fiable y más sencillo para diagnosticar sus averías y como el EUI comunicará sus datos a un micro-ordenador podremos controlar informáticamente el rendimiento y aumentar la vida de los componentes del tren de potencia. Se ha introducido el EUI en la industria minera por la gran confianza que supone su nivel de control y se realizan las pruebas más intensas en el campo industrial a través de 11 volquetes dotados del EUI trabajando en las minas de diferentes clientes de tal modo que se puedan controlar las variadas condiciones de trabajo. Hasta el momento actual se han trabajado ya unas 60.000 horas bajo las más rígidas condiciones de rendimientos y duración de tal modo que se podrá extender esta tecnología a nuevas operaciones mineras.

La fragmentación eléctrica. Un grupo de investigación está desarrollando un nuevo sistema de fragmentación de la roca que podría convertir en obsoleto el tradicional proceso del arranque mecánico o por voladuras. En este nuevo sistema se transmite una energía eléctrica a la roca creando una controlada onda de choque que fracturará el material. Aún habrá que convertir esta técnica en comercial, pero se tiene gran confianza en el camino en que se está trabajando y se es muy optimista con las ventajas potenciales del nuevo sistema.

La fragmentación eléctrica permitirá tener un mayor control sobre el tamaño del fragmento de roca arrancado que con el ripado o con la voladura. Para reducir el tamaño del material fragmentado normalmente se aplica demasiada potencia y por tanto resulta un proceso poco eficiente energéticamente. Esta técnica eléctrica PERFIL DE LA POTENCIA CONSUMIDA



utiliza un alto nivel de potencia, pero aplicada en un corto período de tiempo, luego será más eficiente en consumo energético que la fragmentación producida por los medios mecánicos o por medio de las voladuras con explosivos. También será capaz de optimizar el tamaño según las características del material que se desee arrancar y con ello las exigencias de los posteriores procesos mineros de carga, de transporte y tratamiento. Este nuevo sistema podría mejorar también la productividad de la explotación minera porque podría permitir la automatización del proceso de fragmentación y eliminar algún proceso posterior como la trituración primaria.

La fragmentación eléctrica será más compatible con el medio ambiente y más segura que la actual utilización de los explosivos químicos y como el choque eléctrico será más localizado no se afectará a los animales, a las plantas o a la vecindad de personas. Resumiendo podremos afirmar que será un sistema más seguro, más controlado y energéticamente más eficiente lo que permitirá obtener más toneladas por hombre a un menor coste que los actuales sistemas .

Maquinas y operaciones mineras autónomas. Robots. Actualmente ya se puede disponer de una carretilla elevadora autónoma para la manipulación de los almacenes que ha probado su autonomía flexible, productiva y económica en el movimiento de materiales, lo que podría aplicarse a los movimientos de grandes bloques en la cantería de rocas ornamentales. Basados en este éxito se tiene la confianza en llevar esta autonomía a otros vehículos mineros, como ha sido el caso de las palas cargadoras controladas a distancia en la minería de cámaras y pilares de Río Tinto o Sotiel o en la selectividad minera de las potasas a través de visión artificial actualmente en desarrollo. La tendencia hacia las máquinas autónomas representa actualmente la tercera generación en la evolución de la maquinaria.

En la mayor parte del siglo XX se trabajó con la primera generación de máquinas

como

fue

diseñando, construyendo y vendiendo unos equipos para DESARROLLO DE LAS MAQUINAS MINERAS EN EL SIGLO XX

ser manejados por



operarios. Actualmente la industria se mueve hacia el diseño de unas máquinas semiautomáticas. Por ejemplo, el próximo año, se introducirá en el mercado una excavadora hidráulica, modelo 325, fabricada en el Japón, con un control automático para el acabado de taludes, lo que actualmente requiere una gran habilidad por parte del operador. Con la ayuda de la electrónica y de los ordenadores a bordo un operador podrá efectuar este trabajo de una forma más eficiente y efectiva. Este control automático del talud excavado será tan solo el principio de una tendencia hacia los vehículos semiautomáticos. Con el tiempo, algunas máquinas tendrán los medios para poder autocargar, autogirar, autodescargar y autoempujar. Naturalmente, estos medios no serán apropiados para todos los modelos y para todas las aplicaciones mineras, pero al menos tendremos la oportunidad de aplicar esta tecnología en donde tenga sentido hacerlo así. Al ganar la capacidad para autorealizar algunas de las funciones mineras con las máquinas, tendremos, lógicamente, unas oportunidades para poder autonomizar y automatizar completamente el vehículo. Actualmente se está ensayando un volquete minero autónomo, conducido, controlado y dirigido, vía satélite, en comunicación con los ordenadores de a bordo en operaciones de minería a cielo abierto o grandes canteras.

LAS ERAS DEL DESARROLLO DE LAS MAQUINAS EN EL SIGLO XX

Y una vez que el vehículo minero autónomo sea una realidad será más fácil contemplar el siguiente nivel de desarrollo que será el sistema minero autónomo. Un sistema que fracturará, cargará, transportará y procesará el mineral completamente con muy poca intervención humana. El robot minero podrá estar en proceso en la primera parte del siglo XXI.

Los beneficios de los sistemas mineros autónomos aparecen bastante claros; cuando se reduzca la necesidad del número de operadores, con lo que bajarán los costes asociados a sueldos, primas, formación, supervisión, alojamientos, etc., y se incrementará el tiempo productivo, no



existirán los tiempos muertos para bocadillos, café o cambios de operadores en el fin del relevo, ni tampoco las paradas por falta de visibilidad, por niebla o polvo o bien porque el entorno del trabajo pueda resultar peligroso. También una operación minera automatizada permitirá un mejor control del equipo y no existirán más preocupaciones sobre el abuso o la negligencia ya que la actuación estará basada en los informes del computador a bordo que se podrá programar óptimamente, así como para el mantenimiento y las reparaciones.

VENTAJAS DE LOS SISTEMAS MINEROS AUTÓNOMOS Menores costes. Incremento de los tiempos productivos. Mayor y mejor control. Aumento de la carga útil.

En principio la instalación de los sistemas de control autónomos será una cuestión de peso muerto, pero cuando la máquina no tenga que llevar un operador, tampoco necesitará utilizar una cabina de seguridad, con lo que el equipo podrá llevar más carga útil. De hecho el ahorro que supone eliminar la cabina ROPS permitirá la incorporación de los componentes electrónicos.

Se puede estimar que unas correctas aplicaciones de los sistemas automáticos a los volquetes mineros podrían reducir los costes por tonelada en un 45%. Esta es la razón principal para trabajar en el desarrollo e implantación de tales vehículos, lo cual será tan solo un problema de tiempo, siempre que la industria minera continúe apoyando, con sus inversiones en la compra de maquinaria, el I+D de las empresas fabricantes hacia el desarrollo de los sistemas autónomos en la minería.

Es ya bien larga la tradición minera de ser los pioneros, desde la lejana época del ferrocarril a vapor o en la primera revolución industrial, pasando por la época agrícola, cuando se fundaron las primeras compañías fabricantes de maquinaria y pasando por la siguiente generación de las máquinas operadas manualmente hasta llegar a la era actual de la aplicación de la informática a la maquinaria, lo que ayudará a la minería a ser más rentable en el siglo XXI.

FUNDAMENTOS DEL LABOREO DE MINAS


CAPÍTULO XLVI LA CONSIDERACIÓN DEL MEDIO AMBIENTE. EL DESARROLLO MINERO SOSTENIBLE

1. INTRODUCCIÓN. Si hubiera que definir con una sola palabra la evolución de ha sufrido en los últimos años la actividad minera, a la vista de los cambios introducidos y las presiones a las que se ha visto sometida y a las que ha tenido que dar respuesta, quizá la más adecuada fuera la de “refundación”. A lo largo de este capítulo se hablará del “Síndrome NIMBY” (siglas que corresponden a la expresión inglesa “Not – In – My – Back Yard”), que afecta a la actividad extractiva. Es evidente que, a medida que la población se expande y que la sociedad va haciéndose más próspera y segura, que aumenta la movilidad y que crecen las aspiraciones por vivir en un entorno “idílico”, se empieza a prestar cada vez más atención a los aspectos negativos de cualquier esfuerzo económico y el conflicto por el uso del suelo por parte de las mineras se hace cada vez más serio. Hoy día, la minería opera en un mundo que es diferente al de los hombres y mujeres que construyeron Chuquicamata, Palabora, Broken Hill, Mount Isa o Pilbara, casi en medio de públicas aclamaciones; hoy día ya no es posible dar por sentado que se obtendrá la aprobación pública en proyectos de estas características, igual que es muy difícil afrontar nuevos proyectos de infraestructuras, de industrias básicas, de incineradoras, etc. Si bien la actividad minera debe encontrar el camino que la permita mantener el necesario suministro de minerales y materias primas, satisfaciendo al mismo tiempo la demanda de la sociedad de un medio ambiente limpio y estéticamente agradable, estas no son, sin embargo, las únicas fuerzas que actúan sobre ella. En el trasfondo de muchas de las decisiones estratégicas que se toman hoy día en las empresas mineras, subyace la necesidad de afrontar la aceleración en los cambios y de entre todos ellos, los cambios habidos a escala mundial en la concepción de lo que debe ser la dimensión medioambiental de la minería, algo que resulta trascendental para la supervivencia empresarial, porque la actividad minera está entrando en una nueva era en la que tiene necesariamente que integrarse en una estrategia de Desarrollo Sostenible.



2. EVOLUCIÓN DE LA IMPORTANCIA SOCIAL DE LA EXPLOTACIÓN DE RECURSOS MINERALES Una observación detenida de qué es lo que está sucediendo en este mismo año 2003 permite comprender fácilmente como los recursos minerales continúan siendo absolutamente vitales para el desarrollo de las sociedades y economías contemporáneas, partiendo de la propia necesidad de satisfacción de las necesidades básicas del ser humano. Al igual que sucede con otras actividades económicas, no es posible percibir, en la actividad diaria, la mayor o menor importancia de la actividad minera ni su contribución directa e indirecta, sino que hay que acudir a cifras y estudios. A pesar de ello, los recursos minerales constituyen la parte más esencial e importante de las fuentes energéticas, de los productos manufacturados, de la obra pública, de la construcción, del abastecimiento de alimentos, de la salud, etc. Los cimientos del crecimiento económico del mundo desarrollado, así como los medios para alcanzar adelantos en los estándares de vida en cualquier rincón del planeta, continúan reposando, en última instancia, en los minerales, los metales, sus aleaciones y los combustibles fósiles. De esta forma, si se compara al PIB per cápita, como indicador del bienestar o desarrollo económico, con el consumo de minerales per cápita, se aprecia que existe una correlación positiva entre ambas variables. A modo de ejemplo de algunos de los beneficios específicos, hay que mencionar los ya clásicos y tradicionalmente definidos, entre los que hay que incluir los siguientes: •

El uso actual de minerales y materias primas procedentes de la actividad minera, es la base a partir de la cual se obtienen la mayoría de los productos de consumo y elementos de infraestructura disponibles en una sociedad.

•

La minería, como actividad económica bien gestionada, también ha demostrado que puede jugar un papel muy importante en la disminución de la pobreza y en el crecimiento económico, gracias al empleo y la generación de ingresos.

•

Las altas remuneraciones y la estabilidad de los empleos en esta industria, permiten una mano de obra altamente productiva, estructuras familiares más fuertes y comunidades más prósperas.

•

Las cargas impositivas locales, regionales y estatales, soportadas por las actividades mineras y afines, junto con las de sus trabajadores, permiten en muchos casos el desarrollo de las infraestructuras, servicios, protecciones sociales que se van exigiendo desde la sociedad a las distintas instancias de las administraciones públicas.


•


Tanto los propietarios y titulares de los terrenos como los de los derechos mineros de un emplazamiento concreto, se ven compensados por su uso y extracción.

•

Las oportunidades de negocio que a su vez genera una mina en operación, benefician ampliamente a muchos inversores y emprendedores.

•

Los efectos multiplicadores de los salarios y de los gastos de las mineras y empresas relacionadas, permiten una mayor actividad comercial y un mayor beneficio en las economías afectadas.

•

La nueva riqueza y bienestar creados por la minería permiten expandir de manera continuada la economía, lo que a su vez aporta también mayor riqueza y bienestar, que se cuantifica superior a la que procede exclusivamente del sector de los servicios, que es meramente cíclica.

•

Los servicios de protección social de ámbito nacional, como es por ejemplo la Seguridad Social o la protección contra el desempleo, se ven incrementados por los efectos individuales y acumulativos de la contribución minera a la fortaleza industrial y, en definitiva, al conjunto de las economías nacionales.

Para ver en qué manera están ligadas la producción y el consumo de minerales con el desarrollo de las distintas sociedades, basta hacer una sucinta revisión histórica. Desde la Revolución Industrial, a finales del siglo XVIII, hasta los últimos años del siglo XIX, el consumo de minerales creció diez veces, mientras que la población apenas se duplicó. En los primeros setenta años del siglo XX, el crecimiento fue incluso más acentuado, siendo doce veces y medio mayor, en términos de valores. Y solamente en este período, si ya la producción mineral de los primeros cincuenta años del siglo XX, incluyendo, los energéticos, fue la mayor de todas las producciones de la historia anterior, en los veinte años siguientes, esta aumentó otro 50 % adicional. Para atender esta demanda, como media fue necesaria la remoción de 8 t de roca por año y por persona, de las cuales, 3,3 t corresponden a los minerales de construcción, 2,5 t a desperdicios de la minería y a los estériles, 1,7 t a minerales energéticos, 136 Kg a minerales metálicos y 154 Kg a no metálicos. La producción de hierro y acero, por tratarse del metal más consumido en el mundo, es utilizada frecuentemente también como indicador de la riqueza de una nación. En 1990, las dieciocho naciones con mayor nivel de desarrollo mundial, que concentraban una población de 700 millones de habitantes, consumieron hierro y acero en una proporción anual que varió de 254 a 522 Kg por persona. Paralelamente, en las naciones subdesarrolladas que sumaban una población total de 1,8 billones de personas, el consumo anual fue de apenas 20,5 Kg por persona .



En cualquier caso, la prioridad que en general se le da a la minería en los países que tienen un segundo nivel de desarrollo, se debe al carácter esencial de las materias primas y de los recursos energéticos como garantes, no siempre bien entendido ni gestionado, del progreso y bienestar de la población, tanto por la mejora de calidad de vida en general, como en forma particular por las mejoras en viviendas, saneamiento, carreteras, infraestructura viaria y medios de transportes, fertilizantes, aparatos quirúrgicos, electrodomésticos, etc. De todo lo anteriormente expuesto, se concluye que: •

En ningún momento ha sido más importante para la humanidad como lo es actualmente, el reconocer su dependencia de los minerales, metales y combustibles, así como el reconocer su influencia sobre su calidad de vida, su progreso y su destino.

•

No se trata de una actividad de la cual la sociedad pueda prescindir, sin entrar en colapso.

•

Cualquier elevación de los actuales patrones de nivel de vida exigirá, a su vez, un mayor consumo de recursos naturales, y de entre ellos, de minerales.

•

La actividad extractiva de recursos minerales muy probablemente se intensificará en el futuro, dado el aumento de la población y del ingreso real per cápita, aunque el ritmo de crecimiento en la demanda de materias primas podría verse en parte atenuado como consecuencia de una mayor eficiencia en el uso de los minerales como producto de las nuevas tecnologías y de una mayor supervisión de los minerales en uso, así como con la sustitución por otros materiales. Sin embargo, es importante recordar también que esos mismos avances crearon en su día nuevos usos para los minerales tradicionales.

3. NECESIDAD DE LA INTEGRACIÓN DE LA MINERÍA EN UNA ESTRATEGIA DE DESARROLLO SOSTENIBLE A pesar de los beneficios sustanciales, es absolutamente indudable que la minería sufre, al menos en los países más desarrollados, el denominado “Síndrome NIMBY” (“Not – In – My – Back - Yard”). Y necesariamente, es una actividad que debe desarrollarse cerca de alguna población. Con frecuencia, la minería ha sido asociada a la degradación ambiental y a la “depredación” de recursos naturales. Aún con la modificación de muchos de tales comportamientos, que es reciente, es común y frecuente ver como se asocia la minería a una imagen totalmente negativa por razones históricas, pues



la minería en todo el mundo, explotó yacimientos, creando grandes cortas y enormes montañas de estériles, además de haber dejado inmensas cicatrices en los paisajes naturales. Sin embargo, también es cierto que actualmente existen las tecnologías y las prácticas necesarias para aminorar el potencial impacto de las operaciones mineras a niveles aceptables por la sociedad. Desde la década de los ochenta, las empresas mineras internacionales han introducido en sus procesos las tecnologías más limpias disponibles en el mercado, así como también una gestión integral en los procesos productivos de compromiso con el medio ambiente, en la línea de cómo ha sucedido en otros sectores industriales. Pero adicionalmente a la demanda ambiental por una producción limpia, se ha ido sumando una demanda social interna más arraigada, que se centra en compatibilizar crecimiento con calidad de vida en el territorio en el cual las personas y las familias desarrollan su actividad cotidiana. Se reconoce que el crecimiento económico es esencial para satisfacer las necesidades humanas y para mejorar la calidad de vida, sin embargo, se empieza a exigir que el desarrollo debe basarse en el uso eficiente, equitativo y ambientalmente responsable de todos los recursos, escasos, de la sociedad, es decir, los recursos naturales, humanos y económicos. Dando un paso más, se empieza a reconocer que los éxitos de la política económica pueden ser menoscabados si no se potencian con logros de carácter ambiental. Es necesario, en consecuencia, cambiar el enfoque de contradicción entre economía y medio ambiente, por el reconocimiento de la complementariedad de los objetivos últimos del desarrollo socioeconómico y la sostenibilidad ambiental: el bienestar de los ciudadanos. Y este proceso de mejora sostenida y equitativa de la calidad de vida de las personas, fundado en la medidas apropiadas de conservación y protección del medio ambiente sin comprometer los expectativas de las generaciones futuras es lo que se ha dado en llamar el “desarrollo sostenible”, pero este concepto abarca múltiples dimensiones más allá de la económica, social y ambiental, ya que incluye la dimensión jurídica, cultural y ética. Existe un factor adicional que es necesario considerar: la minería es una actividad que muy difícilmente puede trasladarse por el carácter determinante que tiene la localización de los yacimientos: •

Por un lado, el emplazamiento de una explotación depende de la existencia de un recurso geológico en un yacimiento descubierto, cuyo aprovechamiento sea viable;

•

Por otro, las operaciones extractivas afectan inevitablemente al medio ambiente y al paisaje, así como a la seguridad y la salud de los trabajadores y, en ocasiones, de los ciudadanos residentes en las proximidades.



Consecuentemente, una relación de cooperación con la comunidad de su entorno debe ser, necesariamente, mutuamente beneficiosa para ambas partes. Pero por otro lado, las operaciones mineras plantean también la cuestión del agotamiento de unos recursos que no son renovables. Por todo ello, la minería presenta unas características que hacen necesario mantener un equilibrio riguroso, y a veces delicado, entre intereses económicos, ambientales y sociales, lo que no siempre sucede y, producto de la internalización de estos impactos por la sociedad, la industria minera está enfrentando una creciente presión mundial con relación a cómo debe gestionar su función productiva en una sociedad que hace oír su voz y que reclama su derecho a vivir en un medio ambiente libre de contaminación. Es así como se ha llegado, incluso, a cuestionar la aceptabilidad de las operaciones mineras en términos ambientales incluso en países que basan su desarrollo económico en la propia minería. La concienciación que hoy se tiene de la limitación de los recursos naturales, así como de los diversos elementos que constituyen los ecosistemas que nos rodean, obligan a ejercitar la capacidad inventiva y creativa para solucionar los problemas de demanda de materias primas minerales en todo el mundo, en claro equilibrio con la conservación de la naturaleza, permitiendo así salvaguardar el patrimonio que representa el medio y los recursos naturales para poder legarlo a las generaciones futuras. De entre todos los recursos naturales, los minerales son considerados como la base de los recursos materiales y energéticos que sustentan la civilización moderna y la existencia del hombre. No existe la posibilidad de pensar en calidad de vida ni en desarrollo económico sin la amplia utilización de recursos minerales y por tanto, sin la minería.

4. CONCEPTO DE DESARROLLO SOSTENIBLE Este concepto se integró inicialmente en la política de los países desarrollados en los años 80 y 90, y posteriormente, en la de los países en vías de desarrollo, principalmente, por la publicación y difusión del informe presentado por la Comisión Brundtland en 1987 ante la Organización de las Naciones Unidas (ONU) y la Conferencia Cumbre de la ONU, sobre desarrollo y medio ambiente de 1992 en Río de Janeiro. Se entiende por uso sostenible o sustentable, aquel que permite que la generación presente y las generaciones futuras dispongan de los recursos naturales necesarios para su razonable desarrollo con un determinado grado de bienestar, al tiempo que la Naturaleza dispone de la capacidad necesaria para



mantener sus procesos físicos, químicos y biológicos, y todo ello en el contexto científico, tecnológico, económico, social y cultural que exista en cada momento. Así la sostenibilidad, •

No es un concepto definido respecto a unos referentes estáticos, sino que tiene en cuenta una realidad cambiante que evoluciona y que puede adoptar contenidos hoy difícilmente previsibles.

•

Al buscar la satisfacción de las necesidades de las generaciones presentes sin comprometer la capacidad de las generaciones futuras de satisfacer sus propias necesidades, busca, en definitiva, de minimizar el impacto sobre el entorno que tiene cualquier actividad, al tiempo que se maximiza su contribución social y económica.

•

Sin embargo, lo importante no es la definición en sí de desarrollo sostenible, sino como alcanzar la meta de ese desarrollo y como medir, de forma sistemática, los avances en esta materia.

El desarrollo sostenible no consiste en dejar sin tocar los recursos del planeta, sino en mantener el desarrollo económico para satisfacer las demandas de las generaciones actuales pero sin imposibilitar que las generaciones futuras puedan satisfacer las suyas. Y debe hacerse esto generando calidad de vida, bienes e ingresos crecientes para una población mundial que pronto doblará a la del año 1980 y sin destruir la base ecológica de la sociedad.

Los soportes de la sostenibilidad son: •

Conocimiento científico de los procesos e interrelaciones.

•

Técnicas apropiadas para resolver problemas.

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Evaluación competitiva de alternativas en sistemas integrados.

•

Adquisición de información suficiente y su puesta a disposición.

•

Eficiencia económica en un marco transparente y poco condicionado.

•

Normativa adecuada e instituciones competentes y con capacidad para llevar a cabo sus competencias.

•

Participación de los usuarios y ciudadanos en la gestión y toma de decisiones.

•

Flexibilidad legislativa y administrativa para adaptarse a la evolución y cambios contextuales.

•

Voluntad política de llevar a cabo soluciones óptimas.

•

Actuaciones orientadas por una ética.



En este amplio marco se inserta la tecnología como proveedora de métodos, de formas de actuar, soluciones a problemas y saber hacer, que utilizando el conocimiento científico, permite diseñar sistemas de aprovechamiento, de utilización, de protección y de conservación, y cuyo desarrollo es la actuación más propia de los ingenieros.

5. COMPONENTES DEL DESARROLLO SOSTENIBLE El desarrollo sostenible es un marco emergente en la sociedad actual. Implica la utilización de un enfoque integrador del desarrollo humano, que considera, a la vez, objetivos sociales, económicos, ambientales y, en determinadas localizaciones del mundo, objetivos de gobernabilidad. El desarrollo sostenible descansa, en un delicado equilibrio, sobre tres pilares: la sostenibilidad económica (crecimiento económico), la social (equidad social) y la ecológica (protección ambiental), donde la importancia de cada principio dependerá de la singularidad de donde se quiera aplicar y entendiendo la sostenibilidad como viabilidad a largo plazo de la empresa y su medio social y ambiental. Esta filosofía ha ido penetrando, de manera lenta pero profunda y firmemente en la propia concepción de la actividad empresarial y adopta, cada vez más, un papel importante en la toma de las decisiones empresariales. Precisamente, en la óptica del desarrollo sostenible los procesos de toma de decisiones son tan vitales como los resultados finales y pueden generar la elección de ciertas opciones y la búsqueda de compensaciones entre intereses contrapuestos. Sostenibilidad económica: Siendo condición absolutamente necesaria para la supervivencia de toda empresa, actualmente ya no es suficiente. Las empresas vienen encontrándose obligadas a evitar deseconomías a la comunidad en la que se asientan, en parte satisfechas por beneficios y actuaciones aportadas desde la empresa a la comunidad. De la misma manera en que asumen en sus cuentas económicas parte de los costes de la protección social de sus trabajadores, cada vez más se va viendo que tendrán que asumir el pago de ecotasas, impuestos y primas destinadas a resarcir a un bien público como es el medio ambiente, de los daños que se le infligen, debiendo ser incorporados al propio análisis de viabilidad de cualquier plan, programa o proyecto. Entre los principios rectores de este pilar se encuentran: •

Aumentar el bienestar humano.

•

Garantizar un uso eficiente de todos los recursos, naturales u otros, a través de una



optimización de las rentas. •

Identificar e internalizar los costos ambientales y sociales.

•

Mantener y aumentar las condiciones para la existencia de empresas viables.

Sostenibilidad social: El tejido social, siempre diverso, es el soporte necesario del tejido económico y, al mismo tiempo, el entorno social externo en el que se mueven las corporaciones, tiene una interactuación en vías positivas y negativas. Tras toda empresa hay seres humanos (trabajadores y comunidades) y la historia reciente está llena de ejemplos de cómo pequeños factores sociales condicionan la sostenibilidad económica de todo un sector de actividad. Dejando al margen los daños medioambientales, la rotura de la balsa de estériles de Aznalcollar en 1998 a la que siguió otra perteneciente a la misma compañía en el año 2000, con consecuencias menos graves, puso de relieve las consecuencias que pueden tener el impacto de un desastre ambiental debido a la inexistencia de controles internos y externos adecuados, que dejó dañada irreversiblemente la credibilidad de la empresa a nivel mundial y dañó la imagen de la minería a nivel global y su credibilidad social. Otro ejemplo lo encontramos en el daño a la credibilidad que le originó a la petrolera Exxon el accidente de su buque “Exxon Valdez” en Alaska. Lejos de la minería, basta recordar casos como el desgaste que sufrió Gillette al abandonar España o el que, en distinta medida, sufrieron las multinacionales Nike o Ikea cuando circularon rumores a nivel mundial sobre la utilización de mano de obra infantil para abaratar costes. La reputación es un valor intangible de alto precio como lo es la propia marca. Esta íntimamente ligada a la credibilidad y puede perderse de manera drástica, arrastrando consigo hasta la propia viabilidad económica de la sociedad. En este sentido, baste recordar el daño sufrido por la auditora Arthur Andersen en relación con el caso Enron en Estados Unidos, que llevó a la desaparición de la consultora. Por otro lado, hoy día vemos como la denominada “economía verde” suele ser rentable. Un diseño teniendo en cuenta las 3R del movimiento ecologista (reducir, reciclar y reutilizar), suele traducirse no solo en menores costes por una mayor eficiencia en el consumo de materiales y energía y la menor generación de residuos, cada vez más caros en su almacenamiento, sino también en productos mejor aceptados por consumidores con conciencia ecológica. Ejemplos pueden encontrarse casi en cualquier sector económico.



Entre los principios rectores de este pilar se encuentran: •

Garantizar una distribución justa de los costos y beneficios del desarrollo entre todos los habitantes del planeta.

•

Respetar y reforzar los derechos fundamentales de los seres humanos, entre los que se incluyen las libertades civiles y políticas, la autonomía cultural y las libertades sociales y económicas.

•

Procurar la continuación de los avances a través del tiempo. Garantizar que el agotamiento de los recursos naturales no afecte a las generaciones futuras, mediante la sustitución por otras formas de capital.

•

Proteger los derechos de las minorías.

Sostenibilidad ecológica: Probablemente sea el campo en el que más se ha trabajado en las últimas décadas, existiendo un amplio abanico de posibilidades para su consecución. Desde los años 60, el conservadurismo ambiental y cultural ha eclosionado, injertándose en el desarrollo económico y social. Entre los principios rectores de este pilar se encuentran: •

Fomentar una supervisión responsable de los recursos naturales y el medio ambiente.

•

Reducir al mínimo los desechos y los daños ambientales en toda la cadena de abastecimiento.

•

Actuar con prudencia cuando los impactos sean desconocidos o inciertos.

•

Operar dentro de los límites ecológicos y proteger el capital natural fundamental.

Gobernabilidad: Entre los principios rectores de este pilar se encuentran: •

Apoyar una democracia representativa, que incluye la participación en la toma de decisiones.

•

Estimular la libre empresa en un sistema de reglas claras y justas.



•

Evitar una excesiva concentración de poder mediante un sistema de contrapesos.

•

Garantizar la transparencia mediante el acceso de todos los actores a información pertinente y precisa.

•

Garantizar una responsabilidad pública con respecto a las decisiones y acciones, las que deben fundamentarse en un análisis amplio y confiable.

•

Estimular la cooperación con el fin de generar confianza y fomentar los objetivos y valores comunes.

•

Adoptar al principio de subsidiaridad, que reconoce que las decisiones deben descentralizarse y tomarse en el ámbito así como con la participación de la gente y las comunidades directamente afectadas.

Estos principios deben verse como aspiraciones de alto nivel e interpretarse de manera tal que se reconozcan la diversidad, las limitaciones de conocimiento y capacidad, y la necesidad de minerales de la sociedad. Sin embargo, aún queda mucho por hacer. Para avanzar se necesitan actores públicamente comprometidos con los principios del desarrollo sostenible y el liderazgo desde las altas esferas es un requisito indispensable para compañías, ministerios de gobierno, organizaciones de la sociedad civil y comunidades. Igualmente lo es, bajando de escala, la necesidad de incentivar el compromiso en toda la organización. Desde los inicios de la década de los noventa, tanto al nivel de empresas como de los gobiernos, ha cambiado la forma de abordar el negocio minero con relación al tema ambiental. Es así como, hoy en día, la industria minera se muestra comprometida con el tema medio ambiental, elaborando y suscribiendo públicamente políticas ambientales, realizando tempranamente estudios de impacto ambiental, implementando sistemas de gestión ambiental, compartiendo el desempeño ambiental de operaciones mineras, etc. Y desde el punto de vista económico, el número de empresas que se someten a auditorías de sostenibilidad y emiten informes de sostenibilidad, es cada vez mayor. A modo de ejemplo, la prensa española señalaba en Octubre de 2002 como la sociedad Endesa había sido la primera empresa española seleccionada para formar parte del Dow Jones Sustainability World Index (DJSI World) y había renovado su presencia en el Dow Jones STOXX Sustainability Index (DJSI STOXX), obteniendo la calificación de Empresa Sostenible par el año 2003, conforme a los resultados hechos públicos este mismo mes de la Revisión Anual de los índices Dow Jones que evalúan el comportamiento de las empresas mundiales en relación con el Desarrollo Sostenible. Este prestigioso índice mundial incluye alrededor de 300 empresas de 23 países líderes en sus sectores de actividad, destacadas por sus prácticas empresariales alineadas con los principios de Desarrollo Sostenible.



6. LA ESTRATEGIA EUROPEA DE DESARROLLO MINERO SOSTENIBLE La Comisión Europea, consciente de la importancia que posee el sector como fuente generadora de empleo y de creación de riqueza, publicó en Junio de 2000 un documento para "promover el desarrollo sostenible de la industria extractiva no energética de la UE". En esta comunicación se establecen unas directrices políticas generales para la promoción del desarrollo sostenible de la industria extractiva comunitaria, que permitan reconciliar, simultáneamente, la necesidad de promover unas actividades extractivas más seguras y menos contaminantes con el mantenimiento de la competitividad económica del sector. Los pilares básicos sobre los que se apoya la minería sostenible son cuatro: 1. Por un lado, se reconoce la necesidad de elevar el nivel de protección del medio ambiente, revisándose el marco legislativo actual, sobre todo en lo referente a la gestión de residuos mineros y a la aplicación de los principios de responsabilidad ambiental, que garanticen la aplicación de medidas preventivas y una recuperación ambiental de los terrenos afectados. 2. En el ámbito económico, se reconoce que el camino adecuado pasa por la integración de todos los impactos ambientales negativos (las denominadas "externalidades") en el coste de las operaciones extractivas y, en definitiva, en el precio final del producto comercializado. Con ello será posible mantener un nivel de aprovechamiento razonable de un recurso dado, merced al control de la demanda mediante un mecanismo de regulación de precios, disponiéndose de los incentivos necesarios para alcanzar un nivel óptimo de medidas de control de la contaminación y prevención de accidentes.

Se logrará así un mayor equilibrio a la hora de determinar el

emplazamiento de las explotaciones, ya que habrá que tener en cuenta la calidad del mineral que alberga el yacimiento, con el fin de reducir la producción de contaminantes, el impacto paisajístico y la biodiversidad. 3. En el ámbito de la seguridad y salud, a pesar de que la industria extractiva ha experimentado una notable mejora en cuanto a los índices de siniestralidad, es preciso seguir aplicando medidas para reducir los riesgos, basadas fundamentalmente en la formación. 4. El último pilar consiste en la incorporación de las nuevas tecnologías, especialmente de aquellas destinadas a la gestión de la información y a las tecnologías de la información y de la comunicación (TIC).



7. LA GESTIÓN DE LOS RECURSOS MINERALES Y EL MEDIO AMBIENTE La explotación y aprovechamiento de los recursos minerales dentro de una política global de desarrollo industrial y, al mismo tiempo, de conservación del medio ambiente, debe realizarse con el concurso de una serie de factores que coadyuven a la obtención de esos objetivos y, en definitiva, que permitan la gestión del sector minero con una visión racional e integradora. Entre las consideraciones a tener en cuenta para la gestión de los recursos minerales deben citarse: 1. El aprovechamiento integral de las materias primas. Durante el procesamiento y concentración de las menas se produce un volumen considerable de residuos y estériles, que podrían sustituir, en parte, a los recursos que actualmente es preciso obtener de gran número de explotaciones. Por ejemplo, en la construcción y obras públicas como áridos, gravas, arenas, etc., que se usan para formar la base y sub-base en carreteras, para la elaboración de cementos y hormigones, para la fabricación de ladrillos, etc. Otros residuos, como son las cenizas metálicas de tostación de la pirita y las escorias y cenizas volantes de las térmicas ya se están utilizando de un modo integral con un claro beneficio económico y una clara repercusión muy favorable en el medio ambiente. 2. El reciclado de los materiales de desecho. Muchos productos, después de su uso o consumo generan importantes cantidades de materiales que pueden reciclarse económicamente. Como ejemplo demostrativo de esto, está el caso del aluminio cuya producción secundaria de 1 t requiere solamente el 5 % de la energía necesaria para producir la misma cantidad de metal a partir de bauxita. 3. La utilización eficiente de la energía. Los procesos fabriles e industriales demandan grandes cantidades de energía y, en ocasiones, presentan unos rendimientos energéticos muy bajos. Además de las medidas de conservación de la energía, otro factor es la sustitución de determinados productos por materiales cuya elaboración suponga menores consumos específicos de energía. Las innovaciones tecnológicas juegan aquí un papel muy importante, así como la producción masiva de nuevos materiales, entre los que cabría destacar los siguientes: cerámicas avanzadas, aleaciones especiales, etc. 4. La explotación eficiente de los yacimientos. Muchos depósitos albergan minerales con diferentes contenidos de sustancias aprovechables, con curvas que relacionan los tonelajes y las leyes del tipo normal y lognormal.

La aplicación de leyes de corte altas se traduce en la pérdida de

minerales pobres o marginales cuyo tratamiento sería viable con procesos más eficientes o condiciones económicas más favorables. La ubicación de tales minerales en zonas diferenciadas



para una posible explotación futura, sería la primera medida. El mejor conocimiento geológico de los yacimientos y el correcto diseño de las minas son actuaciones fundamentales para conseguir unas recuperaciones mineras más eficientes y básicas para su aprovechamiento racional. 5. La planificación del abastecimiento de los minerales. La elaboración de planes de abastecimiento a partir de las proyecciones de crecimiento de la población y, consecuentemente, de la demanda, alternando las fuentes y modalidades de aprovisionamiento de los recursos constituye una buena herramienta de gestión para asegurar el suministro de materias primas, al mismo tiempo que sirven de base para la puesta en marcha y ejecución de programas de ordenación minero ambiental en algunos subsectores. 6. La legislación ambiental. Por último, la aplicación de la legislación en materia ambiental y de seguridad afectará a la gestión de los recursos en dos facetas distintas. Primero, se logrará de una forma directa que los impactos producidos sean menores al aplicarse medidas correctoras sobre las alteraciones de carácter temporal y permanente, y procederse a la recuperación de los terrenos y, segundo, al entrar en vigor cierta reglamentación en otros sectores o áreas industriales se producirán unos efectos indirectos claramente beneficiosos al obtenerse sustancias sustitutivas de las naturales. Por ejemplo, la limitación de la cantidad de plomo en la gasolina, además de permitir unos índices de contaminación más bajos, dará lugar a un menor dispendio y demanda de dicho metal, tal como está sucediendo en los últimos años en los países más industrializados. 7. La gestión del control de contaminantes mediante el estudio y la implantación de mejoras tecnológicas operacionales que logren un uso más eficiente de las instalaciones, el establecimiento de los principios necesarios para la gestión más adecuada de los residuos, la caracterización de los mismos y la monitorización permanente de las posibles afecciones.

8. HERRAMIENTAS PARA LA MEJORA MEDIOAMBIENTAL CONTINUADA La ingeniería realizada en las últimas décadas ha permitido el desarrollo de un conjunto de herramientas que utilizadas e implementadas de manera correcta, permiten que los planes y proyectos se diseñen con costes medioambientalmente asumibles y se sitúen como elementos imprescindibles a la hora de abordar una estrategia de mejora continuada y de reducción del coste ambiental. De una manera breve y esquemática, estas herramientas son: •

La realización sistemática de evaluaciones del impacto ambiental.

•

El análisis del ciclo de vida

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El benchmarking


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Las certificaciones ambientales

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Las ecoauditorías

•

El análisis de riesgos ecológicos


8.1. La realización sistemática de evaluaciones del impacto ambiental. Cuando se adopta la prevención del impacto ambiental como una norma del funcionamiento habitual, se llega a que prácticamente todos los proyectos cuentan con su análisis ambiental respectivo, aunque sea implícito, para evitar impactos ambientales futuros y resguardar los bienes ambientales. En este sentido, una de las prácticas que se han difundido es la de la implantación de una Ficha Ambiental de Proyectos, en la que se hace un análisis de todos los aspectos que de forma directa o indirecta afectan de una forma u otra al medio ambiente, evaluándose conforme a una sistemática concreta. Al implantarse en las intranets de las corporaciones, es utilizada por todos los proyectos desde su etapa de ingeniería básica, además de la utilización de matrices conceptuales de impactos ambientales. La única garantía para el control permanente de que el desarrollo de un proyecto se desarrolla en unos parámetros medioambientalmente correctos radica en la sistemática utilización de cuatro metodologías que se complementan entre sí: •

La realización de estudios medioambientales de base previos al desarrollo de un proyecto.

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El estudio de los impactos ambientales y su evaluación

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La correcta implantación y el adecuado desarrollo de los sistemas de gestión medioambiental

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La mitigación y compensación de impactos

•

La correcta y generosa restauración posterior

8.2. El análisis del ciclo de vida Es una poderosa herramienta (lamentablemente muy poco empleada en España todavía) para identificar y evaluar los impactos creados por procesos o productos desde su “nacimiento” hasta su “muerte” y proceder a su corrección o, al menos, evitarlos de manera preventiva. Es una de las herramientas más importantes para el diseño sostenible o ecodiseño (DFE, Design for Environment). Este punto de vista incorpora además, aunque con insuficiente énfasis, aspectos sociales.



8.3. Implantación y sistematización de la reflexión. El benchmarking. La adopción de soluciones parte desde la propia reflexión interna, la canalización de las propuestas y su rápido estudio e implantación. En los últimos años, se ha observado la rápida difusión de las técnicas de Benchmarking no solo como comparativa frente a otras corporaciones sino incluso a un nivel interno (un Benchmarking interdivisional o inter-mina), en el que se verifican proyectos implementados por las Divisiones y que son factibles de replicar en otras.

8.4. Análisis de riesgos ecológicos. Es una herramienta cuya utilización se ha potenciado enormemente a raíz de desastres ambientales sobre la sostenibilidad de las propias corporaciones.

9. CONCEPTO ACTUAL DE RELACIÓN CON EL ENTORNO. TENDENCIAS EN EL DESARROLLO DE LA PROTECCIÓN MEDIOAMBIENTAL.

9.1. Mantenimiento de la Biodiversidad Solamente el desarrollo de recursos minerales con estudios y evaluaciones rigurosas, diseños innovadores y la mitigación de impactos adversos podrá aliviar la pobreza y el crecimiento sostenible de las economías regionales. Los objetivos de conservación de la Biodiversidad solo podrán ser asegurados si se es capaz de reconocer que la necesidad de nuevas soluciones no es lo mismo que saber decir que hacen falta. Según la Convención de las Naciones Unidas para la Diversidad Biológica (UNCBD), la tasa de desaparición de especies y sus hábitats se incrementará espectacularmente en los próximos 10 – 15 años. Desde 1992, esta convención promueve e incita a que los distintos países establezcan estrategias nacionales y planes de acción que aseguren la conservación y la utilización sostenible de sus recursos naturales a través de la planificación y el proceso de adjudicación de autorizaciones. Uno de los objetivos de la UNCBD es el uso sustentable de los recursos biológicos. La Biodiversidad se esta perdiendo como consecuencia de la pobreza y del resultado de prácticas en la gestión de los recursos naturales totalmente incompatibles con el desarrollo sostenible.



9.2. Prevención del cambio climático La actividad relacionada con la extracción y transformación de recursos minerales se caracteriza por unos procesos que tienen un intensivo consumo energético y ofrecen escasas oportunidades para una amplia reducción de las emisiones de los gases que producen el efecto invernadero. Actualmente, se encuentran en discusión que medidas deben implantarse dentro de la actividad minera para reducir las emisiones de dióxido de Carbono y, evidentemente el Protocolo de Kioto es un paso importante hacia la reducción de las concentraciones atmosféricas de gases. Mientras tanto y, a la espera de medidas oportunas, existen iniciativas encaminadas a conocer cuales son las emisiones reales mediante la monitorización de todos los puntos de cada proceso, a realizar estudios de los ciclos de vida de los materiales para conocer las emisiones durante las etapas de producción, transporte, utilización y reciclado, así como otras iniciativas para ir introduciendo políticas de prevención de las emisiones de dióxido de carbono en las grandes corporaciones.

9.3. Potenciación del desarrollo social Las grandes corporaciones mineras tienen actualmente entre sus objetivos estratégicos, ser empresa proactivas en referencia a su relación con el entorno y con las regiones donde están localizados sus yacimientos, de manera a integrarse en el desarrollo de las regiones en que están sus actividades productivas, favoreciendo las condiciones de vida de las comunidades. Las líneas de acción se ajustan, en general, a unos patrones comúnmente aceptados. El conjunto de programas y actividades desarrolladas por las corporaciones mineras internacionales en relación con las comunidades próximas se estructuran a través de los siguientes parámetros: •

Apoyando el desarrollo de las comunidades: Se busca el progreso de las comunidades donde se ubican sus operaciones, apoyando su desarrollo a través de alianzas estratégicas con instituciones y organismos regionales. Se busca potenciar el mejoramiento de la calidad de vida de las personas que viven cerca a las labores mineras, ya sea a través del apoyo al desarrollo de actividades productivas o por medio de obras de adelanto.

•

Protegiendo el entorno natural: Se busca fortalecer las actividades de recuperación y mantenimiento de áreas silvestres y elementos patrimoniales en las áreas de operaciones, y de las comunidades del entorno, así como avanzar en el establecimiento de zonas de protección ambiental.


•


Capacitando y educando: Se llevan a cabo programas orientados a formar y adiestrar a distintos grupos mediante convenios con organismos públicos y privados.

•

Informando a la comunidad: Se informa a los trabajadores y a la comunidad respecto de los esfuerzos realizados en el tema ambiental y las relaciones con el entorno.

•

Apoyando la investigacion: Se fomentan estudios e investigaciones que generen bases de información socio - ambiental para proteger, resguardar y racionalizar los recursos naturales y la calidad de vida de las comunidades.

•

Generando cultura y esparcimiento: Se promueven espacios de recreo, esparcimiento y participación social con las comunidades.

•

Manteniendo encuentros con la comunidad: Se organizan encuentros con pobladores, autoridades, representantes de organizaciones sociales e instituciones para comunicar las actividades y proyectos de la empresa y recibir sus apreciaciones al respecto. La opinión de la comunidad es muy importante para la empresa para analizar y recibir sus apreciaciones respecto de actividades y proyectos, así como sus inquietudes y aportes respecto de las estrategias de desarrollo de cada zona.

9.4. Programas Agrícolas Se enmarcan las denominadas "Estrategias Regionales de Desarrollo Productivo" que promueven un mejor futuro y calidad de vida para los pequeños agricultores y las comunidades indígenas, garantizando el desarrollo sostenible. Estas medidas pretenden, además, aumentar el empleo, arraigando y potenciando a las familias rurales. Pretenden desarrollar actividades agrícolas rentables, asociadas a un eficiente uso del agua de riego y el desarrollo global de las comunidades en cuanto a la valoración de su cultura e integración plena al desarrollo económico y social de la región. Durante su implantación, se realiza un trabajo diario con las propias comunidades indígenas, lo que permite detectar necesidades, elaborar proyectos y buscar soluciones. Estas iniciativas suelen incorporar a organismos de protección de la naturaleza, para el desarrollo agrícola y forestal y a las universidades.



Se promueve la difusión de nuevos cultivos, técnicas agronómicas y de riego. Para ello se llevan a cabo las siguientes líneas de acción: Relación comunitaria - agroforestal - producción de materia orgánica riego - control de malezas - evaluación de forrajes y adaptación de cultivos y especies vegetales. Por otra parte, y con el fin de generar una agroindustria artesanal que cumpla con los requisitos de calidad necesarios, se fomenta la industrialización de frutas, hortalizas y carnes, mediante cursos de capacitación.

10. CONSIDERACIONES FINALES Una política de desarrollo sostenible para el sector minero debe diferenciarse claramente de una política aplicable a recursos renovables y deberá, necesariamente, contemplar todo el ciclo del proceso, desde la exploración hasta el uso y posterior reciclado del metal, pasando por las etapas de extracción, producción, refinado y comercialización de productos minerales y metales, realizando esta actividad de la forma más eficiente posible y manteniendo o mejorando la calidad del medio ambiente para las generaciones futuras. Pero como además el sector minero debe ganarse el reconocimiento de la comunidad y de la autoridad en aquellos lugares donde desea invertir, tiene que integrar criterios operacionales uniformes en las distintas etapas del proceso, criterios que se traducen actualmente en estándares ambientales internacionales del tipo ISO 14.000 u otros sistemas de gestión ambiental adoptados voluntariamente por las empresas. A falta de una regulación sectorial especifica, debe adoptar compromisos ambientales voluntarios, autorregulándose si es necesario, tal y como vienen haciendo bastantes empresas del sector, porque ya se está exigiendo a las empresas que trabajen con mentalidad de buenos ciudadanos corporativos y que apliquen, al menos, sistemas de gestión ambiental. Por último, no hay que olvidar que las políticas ambientales mineras, más que políticas de Gobierno son políticas de Estado, requiriéndose, en consecuencia, el acuerdo y el consenso entre diferentes sectores con intereses distintos. Se trata de materias que deben ser abordadas en forma interdisciplinaria, analizándolas más allá de la dimensión de la contaminación o desde una perspectiva de procesos con tecnologías limpias o control de emisiones. El medio ambiente es mucho más que contaminación y paisajes bonitos, ya que tiene que ver con el manejo de recursos naturales renovables y no renovables,



con las ciencias sociales, los temas territoriales, legales y culturales que enriquecen el tema y hacen necesario un trabajo en equipo y con un lenguaje común.

UNIVERSIDAD POLITÉCNICA DE MADRID

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

SOSTENIMIENTO Y FORTIFICACIÓN EN MINAS SUBTERRANEAS

Profesor: D. Víctor Manuel López Aburto Facultad de Ingeniería Universidad Nacional Autónoma de México

Abril 2002



SOSTENIMIENTO Y FORTIFICACIÓN EN MINAS SUBTERRANEAS FORTIFICACIÓN EN LAS EXCAVACIONES MINERAS SUBTERRÁNEAS 1. INTRODUCCIÓN El uso de cuadros de madera y arcos de acero, así como el empleo de revestimientos de hormigón para el soporte de túneles y obras subterráneas, ha sido práctica común en trabajos de ingeniería civil y minera, por lo que los detalles prácticos asociados con el uso de estos sistemas de sostenimiento, han sido tratados en un considerable número de libros y folletos. Lo anterior no se aplica al caso de los pernos o tornillos de anclaje o bulones como sistema principal de soporte, a pesar del amplio uso que se ha dado a esta técnica en múltiples obras civiles y muy particularmente en obras de minería. Sorpresivamente existen pocos libros o artículos que traten sobre este medio de sostenimiento, por lo que y dado que la tendencia indica que las anclas (bulones), conjuntamente con el hormigón proyectado y la malla ciclónica se convertirán en el sistema de soporte dominante en el futuro, se incluirá aquí un capítulo que sumarice algunos de los aspectos prácticos más importantes relacionados con el uso del hormigón proyectado, bulones y malla, sin dejar de abordar los sistemas tradicionales a partir de los elementos estructurales de madera y acero. El diseño de los sistemas de sostenimiento en las minas, es un requisito fundamental que deberá considerar el calculista, ya que representa el primer paso para un control efectivo de los esfuerzos que actúan sobre una obra subterránea. El principio teórico de los procedimientos de diseño, se sale de los alcances y objetivos de estas notas, por lo que sólo se abordarán los puntos esenciales. La madera como elemento estructural, a pesar de que ha caído en la obsolescencia debido a su precio, todavía es un material básico muy apreciado en muchas minas donde no se puede o no se debe usar el acero. El acero por su parte, ha tomado en la actualidad el lugar de la madera en muchas operaciones subterráneas debido fundamentalmente a su mayor resistencia a los esfuerzos a que se ven sometidos los elementos estructurales en los entibados. Adicionalmente se abordará a lo largo de este tema, los sistemas de relleno hidráulico (arenas estériles procedentes de la planta de tratamiento de minerales) como elemento de soporte en las frentes de producción, en virtud del auge que se ha tenido en los últimos años con el empleo de los métodos de laboreo de minas a base de relleno estéril



2. GENERALIDADES A manera de definición se puede establecer que los trabajos de fortificación comprenden el conjunto de operaciones que deberán ser ejecutadas, a fin de prevenir y en su caso evitar, el movimiento de las masas rocosas cuando el equilibrio natural de éstas, es alterado por la ejecución de trabajos mineros. La magnitud de la alteración del equilibrio, dependerá de la magnitud de las obras y de las propiedades físicas de las rocas en que se ejecuta la obra; propiedades que determinan la compacidad y coherencia de la formación y, consecuentemente la naturaleza de los esfuerzos que la ejercen. En virtud de que las masas rocosas no constituyen un medio suficientemente homogéneo, las propiedades físicas de éstas no pueden ser determinadas con tanta precisión como para que adquieran un valor absoluto; por lo que propiedades básicas como el módulo de elasticidad (el cual determina a su vez los coeficientes de tensión, compresión, flexión y esfuerzo cortante), varían notablemente de una roca a otra y hasta en una misma roca, dependiendo de su grado de alteración mecánica o química. En estudios de laboratorio, con experimentos perfectamente planeados tendientes a alcanzar muestras de roca uniforme obtenidas a cientos de metros de profundidad, las fatigas de ruptura de muestras cercanas entre si, mostraron variaciones de más del doble unas con respecto a las otras. También en estudios de mecánica de rocas se ha observado como regla general, que el módulo de ruptura en rocas de una misma especie, es mayor en las de grano fino que en las de grano grueso; mayor en rocas con metamorfismo incipiente que en las holocristalinas y también mayor en las holocristalinas que en las sedimentarias, por lo que resulta lógico que la magnitud del módulo de ruptura, tenga una relación directa con las rocas correspondientes, en su esfuerzo por mantener abiertas las obras o aberturas realizadas en ellas. Por lo anterior se hace indispensable tomar algunas ideas generales, con relación a las propiedades físicas de las rocas en función de los trabajos de fortificación.

3. PROPIEDADES FÍSICAS DE LAS ROCAS La tabla que a continuación se ilustra, señala la densidad y la resistencia a la compresión de rocas comunes. La última columna (“Profundidad a la cual se alcanza la resistencia máxima a la compresión por peso propio”), es particularmente significativa desde el punto de vista de la ingeniería, debido a que permitirá realizar cálculos y estimaciones relacionadas



con el área y dimensiones más adecuados para el diseño de los elementos estructurales de soporte.

MATERIAL

DENSIDAD 3 (kg/m )

Granito Arenisca Caliza Mármol Cuarcita Pizarra metamórfica Dacita y Bostonita Carbón antracítico Carbón bituminoso

RESISTENCIA A LA COMPRESIÓN 2 (kg/cm )

2.720 2.400 2.700 2.700 2.820 2.800 2.960 1.550 1.350

PROFUNDIDAD A LA CUAL SE ALCANZA LA RESISTENCIA MÁXIMA A LA COMPRESIÓN POR PESO PROPIO (m)

844 352 563 560 703 703 1.406 105 77

3.105 1.465 2.085 2.070 2.500 2.500 4.750 680 570

NOTA: Las cifras que aparecen en la tabla, deberán ser tomadas con las reservas del caso, ya que se presentan como cantidades generales para normar criterios. La siguiente tabla presenta también, para norma de criterios, los esfuerzos máximos promedio, módulo de elasticidad y esfuerzos admisibles, en algunas de las rocas más comunes y mamposterías de materiales diversos. ESFUERZO MÁXIMO PROMEDIO ((kg/cm 2))

MODULO DE ELASTICIDAD ((kg/cm 2))

ESFUERZOS ADMISIBLES ((kg/cm 2))

ROCAS

Granito, Gneis, piedra azul Caliza, mármol Arenisca Pizarra MAMPOSTERÍA Granito Caliza Arenisca Piedra brasa Piedra labrada

COMPRESION

TENSION

FLEXION

844 563 352 703

84 56 11 21

112 105 84 352

492.000 492.000 211.000 984.000

COMPRESION

EMPUJE

ESFUERZO CRITICO

84 56 35 70

84 56 35 70

14 11 11 13

30 25 20 10 12

42 35 28 18 18

El módulo de elasticidad de las rocas varía más en unas que en otras; por ejemplo, el granito considerado como una roca que se parece a las substancias perfectamente elásticas, varía entre 358.000 y 571.000 kg/cm 2; en cambio, en un solo ejemplar de arenisca la variación fue de 124.000 a 540.000 kg/cm 2. Una idea de los coeficientes de dilatación de diversos materiales, se puede dar en la siguiente tabla, para variaciones de 1oC en promedio, en una escala de 0 a 100oC.



Mampostería de ladrillo Mampostería de piedra labrada Mármol Arenisca Caliza Pizarra Acero Cemento Pórtland Granito Madera (máximo) (según caso) Madera (mínimo) (según caso) Agua (aprox.) (volumen) Agua (aprox.) (lineal)

0,0000055 0,0000065 0,0000100 0,0000110 0,0000080 0,0000104 0,0000110 0,0000107 0,0000084 0,0000580 0,0000340 0,0004300 0,0001400

La porosidad de una roca esta constituida por los espacios vacíos en los cuales no existe sustancia sólida. Generalmente se expresa como el porcentaje de "huecos" respecto al porcentaje de "sólidos". La siguiente tabla muestra los porcentajes de porosidad para diferentes materiales. ROCA Granito Arenisca Pizarra Lutita Caliza Arena Grava Arcilla Suelos

P O R O S I D A D(%) 0,16 a 1,20 10,22 a 15,89 3,95 3,95 4,85 48,00 45,00 40,00 a 90,00 55,00

El ángulo de reposo o de talud, representa el ángulo de máxima pendiente que puede formar un material suelto cuando ha sido apilado al nivel del piso. El ángulo de reposo varía directamente en función del coeficiente de fricción, forma y tamaño de las partículas del material: mayor para fragmentos grandes, duros y angulosos; menor para partículas pequeñas y redondeadas. Cabe señalar que algunos fragmentos finos de determinados materiales, poseen un ángulo de reposo menor cuando están sujetos a altas temperaturas que cuando se someten a temperaturas bajas. El ángulo de reposo de materiales mojados o bajo el agua, es considerablemente menor que cuando están secos y al aire. La humedad influye en forma determinante aumentando el ángulo de reposo de materiales finos hasta que contienen una cierta proporción de agua, y después, al aumentar esta proporción, el ángulo se ve disminuido por efecto de solifluxión. La siguiente tabla presenta los ángulos de reposo de algunos materiales secos.


MATERIAL

Arena limpia Arena y arcilla Arcilla Grava limpia Roca suave alterada Roca dura quebrada Carbón bituminoso Carbón antracítico Carbón apizarrado Coque Cenizas de carbón Mineral suave de hierro Mineral de varios tipos Lutita quebrada Cemento Pórtland Arena p/construcción


ÁNGULO DE REPOSO (grados) 26,5 18,5 16,0 26,5 45,0 45,0 35,0-40,0 27,0-30,0 38,0-45,0 38,0 40,0 35,0 38,0-42,0 39,0 30,0-45,0 34,0

3.1 CLASIFICACIÓN DE LAS ROCAS Con objeto de tipificar globalmente las diferentes clases de rocas susceptibles de ser fortificadas con elementos estructurales "artificiales" (o ajenos a la propia roca), se ha formulado la siguiente clasificación en cinco grandes grupos, mismos que a continuación se describen: GRUPO "A" Rocas resistentes compuestas de partículas coherentes, sin planos de fractura o de debilidad. Pueden ser rocas cristalinas o formadas por granos cementados entre sí. A este tipo pertenecen la mayor parte de rocas ígneas y algunas metamórficas. GRUPO "B" Son rocas resistentes como las del grupo "A", pero presentan una serie de planos paralelos de debilidad como los de estratificación en algunas rocas sedimentarias o de flujo; en algunas rocas ígneas o de esquistosidad y en ciertas rocas metamórficas. Estas masas rocosas tienen mayor resistencia en el sentido de un plano, que en otro. Como ejemplo se pueden citar areniscas, calizas, pizarras sedimentarias y metamórficas, rocas ígneas estratificadas o con textura fluidal, etc.

GRUPO "C" Masas rocosas que presentan dos o más sistemas paralelos de planos de debilidad (cuando dichos planos siguen aproximadamente tres direcciones semejantes a las del espacio)A estos sistemas se les llama sistemas de planos conjugados. Aquí se deberán incluir todas las clases de planos de debilidad, tales como los de estratificación, fallas, fracturas, disyunciones,



diaclasas y leptoclasas. Resulta obvio la importancia que tiene el grado de separación y estado de los planos para determinar la resistencia de la masa rocosa. GRUPO "D" Rocas no coherentes formadas por fragmentos grandes o pequeños. A este tipo pertenecen las arenas, las gravas, las brechas de falla, las rocas muy fisuradas o alteradas, los suelos, etc. GRUPO "E" En este grupo se identifican las rocas plásticas o semiplásticas y las semifluidas, tales como arenas movedizas y arcillas más o menos húmedas o alteradas hidrotermalmente. Deberá tomarse en cuenta que en algunos lugares es posible pasar paulatinamente de un tipo de roca a otro, por lo que resultará conveniente vigilar la presencia (o ausencia) de accidentes geológicos y/o escurrimientos de aguas superficiales o subterráneas que en un momento dado podrán favorecer cambios rápidos en los tipos de roca en que se está trabajando. 3.2 ESFUERZOS EN LAS MASAS ROCOSAS Cuando las grandes masas rocosas no han sido afectadas por trabajos mineros, se debe pensar que están en equilibrio, aunque normalmente estén sujetas a varios esfuerzos simultáneos como los originados por la fuerza de gravedad, cambios de temperatura y cambios químicos como caolinización, hidratación, presión de gases, presión atmosférica, etc. La influencia de los esfuerzos originados por la fuerza de gravedad, resulta determinante en su acción sobre las masas rocosas, debido a que las rocas localizadas a mayor profundidad, se encuentran comprimidas por el peso de las rocas suprayacentes. Algunas rocas al verse liberadas de las presiones a las cuales estaban sujetas, se convierten en "rocas explosivas" que se fracturan espontáneamente y con violencia como ciertos especimenes de laboratorio, al cesar la compresión que tenían aplicada. En algunos casos la roca alterada y los fragmentos que cubren una masa rocosa, contribuyen al igual que el contorno topográfico, a pequeños movimientos de grandes masas rocosas que se encuentran en equilibrio poco estable. El "arrastramiento" o "escurrimiento" de masas rocosas cuesta abajo (a partir de una elevación topográfica), ha sido ampliamente observado y estudiado por geólogos y especialistas es mecánica de rocas, encontrando que este fenómeno se manifiesta muy marcadamente en las entradas de los túneles en los que existe una especial tendencia a fallas en la fortific ación.



Cuando una masa rocosa es perturbada por los trabajos mineros se produce una condición de inestabilidad, la cual consiste en la tendencia de la roca contigua a cerrar los espacios abiertos, produciendo el colapso de dicha roca. La tendencia anterior a veces se presenta con el aspecto de ruptura o desprendim iento de pequeñas piezas que tienden a llenar el espacio "violado". Este proceso puede requerir de un tiempo exageradamente largo o tener la tendencia a ser muy rápido cuando las rocas son plásticas o muy fracturadas. La naturaleza física de la roca, así como la magnitud de las fuerzas puestas en juego para restaurar el equilibrio, determinan la rapidez de este reajuste. Las rocas antes señaladas como del grupo "A", poseen un tiempo máximo de ajuste; las del grupo "B", un tiempo grande; las del grupo "C" menor y las del grupo "D" son las que tienen un tiempo que puede ser el más corto. Para las rocas del grupo "E", el tiempo dependerá del grado de plasticidad, resultando sensiblemente menor para las rocas más plásticas. Con excepción de las rocas del grupo "E", todas las demás presentan la tendencia a fallar en la misma forma por sobrepasar el límite de flexión en las partes centrales de los espacios abiertos. En el caso de una roca débil, el límite anterior se alcanza con relativa facilidad, desprendiéndose los bloques de las partes altas y centrales, hasta que, debido al abundamiento del material caído, el espacio primitivo se rellena y los bloques sueltos soportan a los superiores que continúan con tendencia al desprendimiento. Otra forma en que se presenta el equilibrio, es por la formación de un arco natural, donde las piezas dejan de trabajar a la flexión presentando solamente esfuerzos de compresión, en cuyo caso se llamará altura de perturbación a la altura máxima alcanzada por los bloques sueltos o por el "arco natural" formado. Cuando la altura de perturbación es mayor que los trabajos que la producen, se dice que se ha llegado a la superficie y entonces se manifiesta como una perturbación superficial, hundimiento superficial o fenómeno de subsidencia. El fenómeno anterior dependerá, por razones naturales, del tipo de roca y de las magnitudes puestas en juego: claro libre y profundidad. (figura 1). Con relación a los problemas de sostenimiento de las obras mineras, se deben tener presente los siguientes principios: 1. 2. 3.

"A cada esfuerzo corresponde una deformación". "Si los esfuerzos cambian, también cambiarán las deformaciones". "A mayor esfuerzo, corresponde mayor deformación".



FIGURA 1 FENÓMENO DE SUBSIDENCIA Lo anterior significa que en cualquier operación subterránea, el retirar materiales que están sujetos a esfuerzos de compresión, originará cambios en los esfuerzos de los materiales vecinos que todavía permanecen en su lugar, por lo que dichos cambios también originarán cambios en las deformaciones. Los trabajos subterráneos en algunas minas que explotan yacimientos relativamente pequeños, llegan a presentar casos en que no se requiere ningún tipo de fortificación, debido a que los espacios explotados se conservan fácilmente abiertos en función de la resistencia de la roca que forma los respaldos. En otros casos, la fortificación consiste en porciones del cuerpo mineralizado que se dejan sin explotar, formando "pilares" que sirven para mantener abiertas las obras. La recuperación de estos pilares es factible en la etapa final de explotación de la mina, mediante trabajos específicos de fortificación y sistemas especiales de explotación. En los casos específicos en los que el cuerpo mineral se presenta muy inclinado, el respaldo superior o "muro", tendrá la tendencia a trabajar en "cantileever", por lo que cuando su resistencia natural llega a fallar, se presentan movimientos de grandes bloques que conducen a



situaciones de alto riesgo, por lo que, a los primeros síntomas de movimiento, se deberán tomar precauciones especiales que tendrán que ser analizadas rigurosamente particularmente para cada caso. 3.3 MOVIMIENTO DE BLOQUES O MASAS En las minas donde se explotan grandes bloques de mineral, o cuando se trata de la explotación de mantos de carbón, hierro sedimentario, manganeso o de otros minerales como alunitas, fosforitas, caolinitas, potasas, etc., resulta casi inevitable que los trabajos de explotación de gran extensión se vean seguidos de fenómenos de subsidencia en la superfic ie del terreno. Estos hundimientos pueden ser comprobados por nivelación topográfica de precisión aunque a veces se comprueba por afectación del nivel freático local, por la ruptura de tuberías o por pérdidas de alineamientos horizontales y fallamientos en las construcciones superficiales. Se deberá recordar que: "Cuando se ha iniciado un movimiento de gran extensión, es prácticamente imposible detenerlo, por lo que dicho movimiento continuará, hasta que se restablezca parcial o totalmente el equilibrio." Para prevenir una contingencia como la señalada, lo más recomendable será dejar grandes pilares de mineral de soporte; y si esto no fuera conveniente o posible, procurar rellenos parciales que sostengan satisfactoriamente los bloques inestables para impedir la afectación de la superficie y mantener abiertas las obras que se requieran. En arcillas y otras rocas plásticas, es característico que el empuje sea en todos sentidos, inclusive del suelo hacia arriba, por lo que las obras deben ser capaces de impedir también este tipo de movimientos. Las presiones ejercidas por arenas sueltas y otros materiales no consolidados como los rellenos de arenas de lavadero, se asemejan a las presiones que ejercen los granos de cereal dentro de los silos de almacenamiento. Esta presión aumenta desde cero en la superficie hasta un máximo que tiene relación con el peso volumétrico y con la fricción en la pared del silo (o con su dimensión mayor si es prismático). A partir de este máximo de presión alcanzado a una profundidad semejante a dos veces el diámetro, ésta se conserva constante cualquiera que sea la profundidad total. En el caso de obras mineras, el peso ejercido es el que corresponde a un domo o cúpula semejante a la forma de la obra, cuya altura sea dos o tres veces el diámetro de la obra.



En algunas minas, especialmente aquellas en que existen arcillas o limos finos como resultado de alteración de rocas existentes o como resultado de rellenos realizados para obras de fortificación durante la época de lluvias, posterior a las lluvias o durante todo el año, las aguas subterráneas arrastran grandes cantidades de sólidos y el agua misma actuando como lubricante, produce variaciones en los esfuerzos y la pérdida de estabilidad en materiales no coherentes. Existen rocas que fácilmente se alteran por intemperismo o meteorismo al contacto con el aire, por lo que las obras tropiezan con la dificultad que ocasiona el desprendimiento continuo de fragmentos de la superficie expuesta de estas rocas, cuya alteración progresa indefinidamente por procesos químicos o térmicos (contracciones y dilataciones debidas a cambios de temperatura). El objeto general de las obras de fortificación, es el de trabajar con seguridad en la extracción de minerales. Dentro de este criterio básico, se presentan varias observaciones importantes que conviene tener en mente: a. Existen casos en que se requerirá muy poca o nula fortificación artificial pues las rocas se auto-soportan. b. En otras ocasiones el costo de las estructuras de fortificación es tan exageradamente alto que se hace incosteable todo intento rentable de explotación minera. Considerando el alto costo de las obras de fortificación, se deberá considerar detenidamente que la duración de las mismas depende del cuidado que se tenga en la selección de los materiales más adecuados o convenientes y de su correcta colocación. Por otra parte, es importante señalar que la máxima economía se obtendrá cuando las obras tengan un acceso seguro todo el tiempo que sea necesario, pero únicamente durante el tiempo necesario. Cuando las estructuras de fortificación permanecen trabajando mucho tiempo después del periodo para el cual fueron calculadas, puede decirse que "sobró fortificación", caso contrario que cuando es necesario repararlas constantemente, donde los costos de mantenimiento pueden ser exageradamente altos a pesar de que el diseño sea el correcto. 4. CLASIFICACIÓN DE LOS ELEMENTOS DE FORTIFICACIÓN Una vez que se han mencionado las generalidades relacionadas con los trabajos de fortificación y con las características de las rocas, se abordará en este inciso la clasificación



general de los elementos que se utilizan para este tipo de trabajos. La clasificación se puede hacer desde diversos puntos de vista, por lo que en esta ocasión sólo se señalarán los cuatro siguientes: 1. Según el tipo material. 2. Según el tipo de esfuerzo al que serán sometidos. 3. Según el tipo de obra minera. 4. Según el tipo de roca. Ninguna de las clasificaciones anteriores por sí sola, se podrá considerar com pleta ni suficiente para señalar al calculista los conocimientos que debe tener al respecto. Para definir y comprender los términos usados en una clasificación, es necesario conocer el significado de los términos usados en otras clasificaciones. De acuerdo con lo anterior, resulta ventajoso que el estudiante y el profesional de éstas disciplinas adquiera los conceptos generales primero y después ahonde en ellos a medida que progresen sus conocimientos, como resultado de estudios y de la práctica.

4.1 CLASIFICACIÓN DE LOS ELEMENTOS DE FORTIFICACIÓN EN FUNCIÓN DEL TIPO DE MATERIAL EMPLEADO 4.1.1 MADERA La madera fue el material de ademado más importante para el soporte de minas subterráneas hasta el final de la Segunda Guerra Mundial, siendo substituida desde aquella época por el acero. A pesar de ello, todavía se usa madera en algunas operaciones de pequeña y mediana escala, tanto en minas metálicas como de carbón. La madera es un material de peso relativamente ligero, de fácil transportación y de rápida colocación. La madera de encino por ejemplo, posee una densidad aproximada de 0.73 g/cm 3 y una resis tencia a la compresión de 1,200 kg/cm 2. Es once veces más ligera, pero dos veces más frágil que el acero, por lo que la madera será el material adecuado para estructuras de corta duración. Ventajas: a. Ligera y de fácil colocación. b. Se rompe a lo largo de estructuras fibrosas bien definidas, dando señales visuales y auditivas antes de su colapso total. c. Las piezas rotas se pueden reutilizar como calces, cuñas, rellenos, etc.



Desventajas: a. Las resistencias mecánicas (tensión, compresión, pandeo, flexión y cortante) dependen de las estructuras fibrosas y de los defectos propios de cada especie. b. Es fácilmente combustible. c. Es vulnerable al ataque de insectos, bacterias y hongos en presencia de humedad y calor, mismas que favorecen la proliferación de ellos. Dependiendo de las condiciones económicas y de las necesidades de diseño, se puede usar madera de sección aproximadamente cilíndrica llamada comúnmente rolliza o redonda. En otros casos se usa madera labrada o de sección prismática (generalmente cuadrada o rectangular). La madera labrada se puede forjar con sierra o con hacha, ésta última más económica. Cuando la madera "redonda" se labra con sierra para hacerla "cuadrada" se le recortan los costados, que vienen a ser después los "costerones" o "rajas" considerados como madera de desperdicio, utilizable para ciertos menesteres en las obras de fortificación. En América se usa el sistema inglés como medida para designar las dimensiones de las piezas, aunque también se usa el sistema métrico decimal. Los factores que ejercen

influencia

negativa sobre la madera, son: Agua El agua constituye el componente más importante para cualquier especie vegetal durante su etapa de desarrollo y crecimiento, por lo que la madera al provenir de los árboles, no es la excepción. Sin embargo y desde el punto de vista estructural, el agua contenida en la madera resulta perjudicial, ya que se estima que casi un 25% del contenido de agua se encuentra presente en las células vivas y el 75% restante en los huecos de las fibras. En condiciones normales (20 oC y 80% de humedad relativa), el contenido de agua es del orden del 20%, por lo que una madera se considerará como seca, cuando su contenido de agua sea inferior al 20%; mientras que las que contengan más del 30%, se deberán considerar como húmedas. Defectos de la madera La madera en su calidad de material natural posee muchos y muy variados defectos a causa del crecimiento de los árboles. Los más comunes son los "nudos", los cuales afectan su resistencia a la flexión. Además, los anillos de crecimiento pueden presentarse en forma excéntrica debido a condiciones particulares de viento y sol en el área del bosque de procedencia, las cuales a su vez pueden alterar las condiciones de secado y formar grietas indeseables. Algunos de los defectos más com unes se ilustran en la figura 2



FIGURA 2 DEFECTOS DE LA MADERA Vulnerabilidad de la madera La madera como material de origen orgánico, sirve de alimento a una gran variedad de insectos y bacterias, lo cual constituye uno de sus principales inconvenientes, dado que el ataque de tales plagas hace que su duración y resistencia se vea notablemente disminuida. Para incrementar la durabilidad de las piezas, la madera puede ser tratada por alguno de los siguientes métodos: Protegerla con insecticidas y bactericidas. Cubrirla con pintura resistente al ataque de insectos. Impregnarla con soluciones químicas En las plantas de impregnación, la madera se coloca en recintos cerrados donde después de un vacío prolongado por varias horas a menos de 200 mm de mercurio, se introduce al mismo recipiente cerrado el preservativo a alta presión (más de 3 kg/cm 2). El resultado es una impregnación profunda en la madera, que la protegerá por muchos años aunque se exponga a condiciones atmosféricas adversas. Resistencia mecánica Las piezas de madera empleadas en los trabajos mineros, estarán sujetas a esfuerzos de flexión, compresión, pandeo y al cizallamiento (o cortante). Las resistencias mecánicas de la madera bajo estas condiciones, así como los factores que la afectan, se indican a continuación:



Resistencia a la tracción La resistencia máxima de la madera es a la tensión, especialmente en aquella que resulta paralela a la estructura fibrosa, donde puede alcanzar, para algunas especies con condiciones de secado al aire del 12%, valores máximos de hasta 3,000 kg/cm 2. La relación de la dirección de la carga con el ángulo de la fibra así como la densidad del material, tienen efectos positivos muy marcados con respecto a la resis tencia a la tensión de una determinada especie. Como se mencionó, la humedad hará decrecer la resistencia a la tensión, tal y como lo han demostrado algunas investigaciones en las que se ha establecido que para incrementos en el contenido de humedad que vayan desde el 10% hasta el punto de saturación de la fibra, la resistencia a la tensión disminuye linealmente. Si existe un incremento del 1% en el contenido de humedad, la resistencia a la tensión a lo largo de la fibra, se verá disminuida en casi un 3%. Según muchos investigadores, la máxima resistencia a la tensión se alcanza cuando el contenido de humedad se encuentra entre el 8 y el 10%. Los "nudos" y las "muescas" también conducen a una reducción en la resistencia de la madera, puesto que la fibra tiende a deformarse al pasar en torno a ellos. Las fibras de los "nudos", forman casi un ángulo recto con las de la madera. Resistencia a la compresión La resistencia a la compresión desempeña un papel muy importante en la utilización de la madera. Para maderos secados al aire, la resistencia máxima a la compresión paralela a la fibra, alcanza en promedio sólo cerca del 50% de su resistencia a la tensión a lo largo de la misma fibra. La diferencia en el comportamiento de la madera cuando esta sujeta a esfuerzos de tensión o de compresión, puede explicarse por la estructura fibrosa, debido a que fibras bien cementadas y acuñadas soportan esfuerzos de tensión muy altos; en tanto que cuando son sometidas a esfuerzos compresivos, muy probablemente se presentará un flambeo inicial de las fibras individuales al empezar la ruptura. El efecto del ángulo de carga con respecto a la dirección de las fibras, es más notable en la resistencia a la tensión. El contenido de humedad constituye el factor más importante en la resistencia a la compresión de la madera, en virtud de que el agua al depositarse entre las micelas, causa una reducción en las fuerzas intercelulares de atracción y por lo tanto, en la cohesión.



Resistencia al pandeo Esta resistencia se mide en el eje de la madera y en forma paralela a las fibras. Cuando la relación longitud-diámetro es menor de 11, entonces se utilizará la "resistencia al aplastamiento" en la compresión. Según algunos investigadores la resistencia al flambeo o pandeo, depende de la siguiente relación:

( 2 )(E) δ= π 2 λ δ = δc (1 - aλ + b λ2 ) donde:

para λ ≥ 100

para λ < 100

8 = Relación de esbeltez = 4 l/d E = Módulo de elasticidad de la madera. δ = Resistencia al flambeo. δc = Resistencia al aplastamiento. a,b = Constantes de calidad (p/madera normal de mina: a = 0, b = 2)

l

= Longitud de la pieza.

d = Diámetro de la pieza. Resistencia a la flexión. (Módulo de ruptura) Las piezas de madera instaladas horizontalmente están sujetas a esfuerzos de flexión donde las fibras superiores están sometidas a compresión y las fibras inferiores a tensión. El eje neutro se localiza más cerca del lado de la tensión que del lado de la compresión, debido a que la resistencia a la tensión resulta mucho más alta que la resistencia a la compresión. Resistencia al esfuerzo cortante La resistencia máxima al cortante es bastante más baja que la resistencia a la torsión. Según el "Wood Handbook" el cortante máximo por torsión para elementos de madera sólida se puede tomar como "el esfuerzo cortante paralelo a la fibra" y se podrá utilizar dos tercios de este valor como el esfuerzo cortante permisible por torsión en el límite proporcional. El esfuerzo cortante perpendicular a la fibra es de tres a cuatro veces mayor que el cortante paralelo a la fibra. Diseño de estructuras de madera El diseño de estructuras en madera, sigue cierta metodología: primero se elaboran los esquemas del sistema y se dibujan los modelos estáticos simples. Después se evalúan las presiones ejercidas por el terreno, mediante la aplicación de fórmulas diversa. Se calculan los diagramas de momentos (momentos máximos, esfuerzos cortantes máximos y las secciones



que estarán sometidas a estos momentos y a los cortantes) y se determinan las dimensiones adecuadas. Si se concluye que las dimensiones son demasiado grandes, se procederá a hacer los ajustes correspondientes. Finalmente se efectúa la verificación de los esfuerzos permisibles para las dimensiones calculadas y para el tipo específico de madera a emplear. Si no se pueden satisfacer los límites permisibles de seguridad, se deberán escoger secciones mas robustas, repitiendo los cálculos hasta que los valores más bajos de los esfuerzos permitan una aplicación segura. La madera es ampliamente usada en piezas simples y compuestas. Se emplea en toda clase de elementos estructurales, entre los que se pueden citar: vigas, cabezales, separadores (botadores) puntales, soleras, largueros, huacales, pilares, piezas de piso o de tupido (enrajes), travesaños de escalera, etc. En elementos verticales o inclinados, se pueden usar como puntales, postes, columnas, carteles, zancos, etc. En lo referente al tipo de obras mineras, la madera se usa en frentes, túneles, pozos, chimeneas, coladeros, tabla-estacado (para explotación de arenas y materiales sueltos (figura 30), tolvas y talleres de producción. Cuadros de madera en obras horizontales Para diseñar marcos de madera en obras horizontales se debe calcular el tamaño de la sección de los elementos que formarán los cabezales, los postes y las partes auxiliares como cuñas y revestimientos. La figura 3 ilustra un cuadro de madera para una galería, en donde se indican los esfuerzos y dimensiones adecuadas de los cabezales y postes, así como los diagramas de momentos y de esfuerzo cortante. Los cuadros de madera del tipo que se ilustra, trabajan como una viga simplemente apoyada en ambos extremos, con una carga uniformemente repartida.



FIGURA 3 ESQUEMA DE DISEÑO PARA UN MARCO DE MADERA a) Sistema de soporte b) Modelos estáticos c) Diagrama de una viga simplemente apoyada. Las ecuaciones y las constantes que se aplican en los diagramas de la figura, son los siguientes:

M x = 0,5 qt Lb x - 0,5 qt x2 2

M max = 0,125 ( qt ) ( Lb )

X= T x=

1 ( Lb ) 2

δM = 0,5 q t Lb - qt x δx

Diseño de los cabezales (o monteras) El cabezal o parte superior del marco, es la pieza que sufre el mayor efecto de flexión. El momento y el esfuerzo máximo por flexión, se obtiene mediante la aplicación de las siguientes ecuaciones:


q t = δt (a) δb =

;

2 M max = 0,125 qt ( Lb )

M max ≤ δ sf W

qt

W = 0,098 ( d b )3

;

d b ≥ 1,084 [ donde:


qt δ sf

( Lb )2 ] 1/3

= Carga uniforme.

*t = Presión uniforme. a = Distancia entre cuadros M max = Momento máximo de flexión. Lb = Longitud del cabezal. * b = Esfuerzo flexionante. * sf = Esfuerzo permisible de flexión para la madera. db = Diámetro del cabezal. La carga puede ser determinada por:

qt = αaγ Lb

;

d b = 1,084 Lb (

αaγ δsf

)1/3

Para condiciones normales se puede tomar: " = 0.5 y ( = 0.0025 kg/m 3 , entonces :

d b = 0,117 Lb (

k/cm 2

donde: db Lb a *sf

a δ sf

1

)

3

= Diámetro del cabezal. (cm) = Longitud del c abezal. (cm) = Distancia entre marcos. (cm) = Esfuerzo permisible de flexión. (kg/cm 2) para madera de 2ª clase, 110

Diseño de los postes (o mampostas) Los postes de un cuadro de madera, están sometidos a presiones laterales y a esfuerzos de reacción en sus extremos, por lo que en un diseño normal, los esfuerzos de compresión y de tensión también deberán ser evaluados. En la práctica, se acostumbra emplear los mismos tamaños de diámetro que se emplearon para el diseño de los cabezales, sin embargo, y para casos especiales, el diámetro de los postes deberá ser verificado y si fuese necesario, se tendrán que recalcular. 4.2 ACERO



El material metálico universalmente usado en las minas, es el hierro, ya sea en forma de piezas de fundición, de piezas de acero laminado o de piezas de acero estructural. El hierro y el acero se emplean en piezas pequeñas de conexión, pero en su presentación estructural (vigas, columnas, etc.), es muy solicitado para la entibación de ciertas obras de carácter permanente: fortificación de labores de acceso, de niveles de acarreo, estructuras para pozos principales, soportes de piso para plantas de bombeo y equipo pesado, etc. Las secciones más comunes del acero estructural son las "U", "I", "H", en peraltes que van desde 64 mm hasta 610 mm y aun mayores. También se usan secciones compuestas o vigas armadas y piezas de diseños especiales para unión de otros elementos estructurales (figura 14). En las minas que explotan yacimientos sedimentarios cuya potencia es mayor de 1,0 m (filones, capas y otros), se han venido usando desde hace mas de 40 años elementos estructurales tipo poste, puntal o mamposta metálica de longitud fija, de longitud variable mecánicamente (figura 4) y de longitud ajustable neumáticamente, con las características de los "gatos" de automóvil. Estos postes o mampostas ajustables ofrecen algunas ventajas en determinados casos y en ciertos tipos de explotaciones: poseen mayor resistencia que los puntales de madera; tienen mayor durabilidad y resistencia al trato rudo y son incombustibles.

FIGURA 4 MAMPOSTA MECÁNICA AJUSTABLE

Como ya se mencionó con anterioridad, el coeficiente elástico de ciertas rocas, ocasionalmente se llega a sobrepasar en las partes centrales de los claros horizontales. Cuando se trata de



rocas del grupo "B" (rocas con sistema de planos de debilidad paralelos), como en los yacimientos de origen sedimentario (carbón, potasa, manganeso, hierro, etc.), se presenta la posibilidad de usar un elemento estructural llamado "perno de anclaje", “bulón” o “roof-bolt”, que consiste de una varilla de acero de 15 a 31 mm de diámetro y de 1,0 a 3,0 m de longitud, la cual se fija por diferentes medios (expansores, cemento, resinas, fricción) en el fondo o a lo largo de una perforación (barrenación), sobresaliendo apenas el extremo opuesto de la varilla, donde se coloca una placa de reparto, ajustada con una arandela y una tuerca. El efecto es el de impedir la separación de los estratos de roca, los cuales a la larga y por diferentes efectos, hacen fallar la roca en la porción superior o lateral de la labor minera. Los elementos estructurales metálicos son más rígidos y resistentes que los de madera, por lo que su uso debe condicionarse a esta característica que no siempre resulta ventajosa, pues con frecuencia se buscan características contrarias, especialmente de flexibilidad y deformabilidad.

4.2.1 CARACTERISTICAS DEL ACERO Las cualidades del acero como material de entibación lo han llevado a desplazar a la madera en muchas minas, especialmente en las de carbón, donde algunas galerías se han mantenido abiertas por períodos de hasta 10 años. Las características más relevantes del acero, se pueden resumir de la siguiente manera: 1. El acero es un material homogéneo fabricado metalúrgicamente y libre de defectos naturales. 2.

Posee un módulo de elasticidad del orden de E = 2,000,000 kg/cm 2 (módulo de Young), el cual es mucho mayor que la mayoría de los materiales estructurales.

3. Para diseños especiales, se puede fabricar en aleaciones de alto requerimiento. 4. El acero es el material más resistente a condiciones ambientales adversas (temperatura, humedad, calor, etc.). 5. Como material, el acero es re-usable, y en condiciones severas de deformación, se puede comercializar como chatarra. La composición química del acero se puede definir como una aleación de hierro y carbón, donde se presentan algunos elementos como fósforo (0,01-0,09%) y azufre (0,01-0,05%) en forma de impurezas. Para formar aleaciones especiales, se pueden incorporar elementos como níquel, cromo, molibdeno, manganeso, silicio, etc. en cantidades variables. La mayoría de las especificaciones del acero utiliz ado en las minas, se llena con aceros de resistencia "37-52", por lo que es éste el de mas consumo en sus diferentes presentaciones y perfiles estructurales.



ARCOS DE ACERO Como su nombre lo indica, son estructuras semi-elípticas cuya dimensión mayor es la traza horizontal paralela y más cercana al piso de la obra. Dependiendo del em pleo, de las cargas que van a soportar, del tipo y de la calidad del terreno donde se colocarán, los arcos se pueden clasificar en tres categorías: “arcos rígidos”, “arcos cedentes” y “arcos articulados”. ARCOS RIGIDOS Los arcos de este tipo están constituidos por dos o tres segmentos de perfil estructural de sección “I” “U” o “H” ensamblados entre sí por uniones rígidas que se muestran como continuas en la figura 5. El diseño de los arcos se debe hacer de tal manera que permita un espacio lateral mínimo entre la pared o tabla de la obra del orden de 0,75 m y un radio que permita que un hombre pueda permanecer de pie con seguridad durante el tránsito de los carros mineros. ARCOS CEDENTES O DEFORMABLES Los arcos cedentes o deformables, se componen de tres secciones acopladas por medio sujetadores o grapas que permiten el deslizamiento de la sección superior a través de los elementos o secciones laterales. El principio de trabajo de los arcos cedentes, se muestra esquemáticamente en la figura 6. El deslizamiento de las secciones del arco, se produce cuando a espacios regulares de tiempo se aflojan los tensores de las "grapas" para permitir el desplazamiento de las piezas entre sí, las cuales tienden a converger por efecto de las presiones ejercidas por el terreno, reduciendo de esta manera los esfuerzos ejercidos sobre el arco, al liberar parcialmente estas presiones evitando con ello, las deformaciones de los componentes de la estructura. La aplicación fundamental de los arcos cedentes en terrenos "pesados" es en los portales de la bocamina, en la entrada de las rampas y en los accesos de cañones (niveles) principales y auxiliares, particularmente en las minas de carbón donde no se requiera de grandes secciones transversales, considerando que las dimensiones originales de la obra se verán reducidas pero que los requerimientos volumétricos de aire (fresco y de retorno) quedarían ampliamente satisfechos. Los primeros arcos cedentes que existieron en el mercado fueron desarrollados en Europa por Toussaint y Heinzmann, quienes emplearon para su diseño perfiles estructurales tipo “U,” tal y como se ilustra en el croquis esquemático de la figura 6.6. Al vencimiento de la patente otorgada a Toussaint y Heinzmann, se desarrollaron nuevos y más novedosos arcos, entre los que destacan los del tipo Glocken (figura 6.8) y los del tipo Kunstler (figura 6.9), los cuales usan secciones en “V” y solera de hierro perfilado en “U” respectivamente.



(A) Arco de dos secciones

(B) Arco de tres secciones

Detalle de la unión

FIGURA 5 ARCOS RÍGIDOS DE ACERO



FIGURA 6 PRINCIPIO DE TRABAJO DE LOS ARCOS CEDENTES

FIGURA 7 ARCO CEDENTE TIPO TOUSSAINT-HEINZMANN



FIGURA 8 ARCO CEDENTE TIPO GLOCKEN

FIGURA 9 ARCO CEDENTE TIPO KUNSTLER



ARCOS ARTICULADOS Los arcos articulados, también conocidos como Arcos Moll, se forman con tres largueros de madera de sección redonda o cuadrada y con dos o cuatro secciones arqueadas de acero apoyadas en éstos. Este tipo de arcos tiene la particularidad de trabajar en "conjuntos" acoplados a los largueros (los cuales se instalan en la bóveda y en los hastiales de la obra) por medio de articulaciones metálicas de diseños variados (figura 11). La cantidad de "conjuntos" puede variar en función del espaciamiento entre arcos y de la longitud de la madera. La figura 10 muestra las diferentes versiones de los arcos Moll de tres articulaciones [(c) (d) y (e)], en donde (a) y (b) representan la vista en planta y la sección longitudinal respectivamente de una obra horizontal. Los números 1 y 2, representan las piezas de madera; los arcos de acero se representan con el número 3; los números 4 y 5 sirven para designar postes de acero y de madera en la figuras (a) y (b) respectivamente. Ocasionalmente se utilizan "cárceles " o "rellenos" para apoyar los arcos o postes que articulan con los largueros, figuras (f) y (g).

FIGURA 10 ARCOS MOLL DE TRES ARTICULACIONES



FIGURA 11 ALGUNOS DISEÑOS DE ARTICULACIONES METALICAS (Birön & Arioglu, 1987)



4.3 MAMPOSTERÍA Se conoce con el nombre de "mampostería" a la unión de elementos pétreos yuxtapuestos, que en conjunto forman una estructura de soporte. Dichos elementos, llamados individualmente mampuestos, pueden ser naturales (rocas) o artificiales (bloques, tabiques, ladrillos, etc.). Figura 12. Cuando un grupo de mampuestos se unen por medio de un cementante o mortero, la mampostería toma el nombre de los elementos que la forman; por ejemplo: de piedra y cemento, de piedra y cal, de tabique y cemento, etc. Cuando los mampuestos no llevan cementante intermedio, la mampostería se denomina mampostería seca, en cuyo caso puede estar formada por elementos labrados y acomodados o simplemente acomodados. Las mamposterías de piedra y cal (o cemento) son muy usadas como elemento de fortificación en las obras permanentes en el interior de la mina, tales como accesos principales, obras de extracción, de comunicación y de seguridad. En algunos yacimientos se usan para asegurar la estabilidad de los hastiales (muro y piso) del yacimiento; en otros casos, la mampostería sirve como elemento resistente y, parcialmente, para evitar el deterioro que por efecto meteórico pueda sufrir la roca inalterada que se deja como sostenimiento. Las mamposterías poseen buenas características de resistencia y durabilidad, pero tienen la desventaja de ser demasiado rígidas, de modo que no aceptan grandes deformaciones sin romperse. Con frecuencia las estructuras rígidas de mampostería se ligan a la roca por medio de colchones elásticos constituidos por rellenos de madera. (figura 15). Todas las mamposterías son teóricamente incapaces de soportar tensiones, por lo que solamente se les puede usar como elementos resistentes a la compresión, razón por la cual se usan en forma de muros, columnas y revestimientos. Cuando deben cubrir "claros" horizontales y/o inclinados, se les debe hacer trabajar exclusivamente a la compresión, diseñando configuraciones cercanas a los arcos o bóvedas.



FIGURA 12 ESTRUCTURA TIPICA DE MAMPOSTERÍA 4.4. HORMIGÓN El hormigón se forma con una mezcla en proporciones adecuadas, de cemento Pórtland, agua y áridos. Los áridos del hormigón, tienen por objeto abaratar la mezcla, proporcionándole adicionalmente, características físicas de dureza y resistencia al meteorismo. La correc ta proporción de los elementos del hormigón, consiste en llenar el máximo los espacios con áridos gruesos y, a su vez, los huecos de los áridos gruesos, con los áridos finos, cubriendo todas estas superficies con el cemento Pórtland, el cual proporciona el elemento aglutinante que se endurece. La resistencia de un hormigón dependerá de su adecuado proporcionamiento, de la resistencia de los áridos y del tipo clase y calidad del cemento (aglutinante) empleado.



La mezcla común de los constituyentes del hormigón, se específica por volúmenes de la siguiente manera: un primer número que en la mayoría de los casos es la unidad, representará el volumen de cemento; un segundo número que generalmente varía entre 1.5 y 3.0, representará el volumen de arena o árido fino y el tercer número (entre 2.0 y 6.0), representará el volumen de árido grueso o grava; por lo que, una mezcla denominada 1:2:3 representará un hormigón con una parte de cemento, dos de arena y tres de grava, lo que daría como resultado un hormigón rico en cemento. Una proporción 1:3:6 correspondería a un hormigón pobre en cemento. Existen numerosas investigaciones relacionadas con la resistencia del hormigón que salen de los alcances y objetivos de estas notas, por lo que únicamente se señalará que es indispensable agregar agua a la mezcla, para efectuar las reacciones químicas del fraguado. El agua también resulta determinante en la fluidez y manejabilidad del hormigón, mejorando estas características a medida que aumenta la proporción de agua. Desafortunadamente el exceso de agua produce pérdida de cementante y de los áridos finos, a tal grado, que se deberá especificar una cantidad mínima de agua para obtener la máxima resistencia dentro de ciertos límites de resistencia y economía. En la actualidad se suele agregar al hormigón, pequeñas cantidades de ciertos productos químicos que modifican sus propiedades naturales: dispersores que permiten obtener hormigones impermeables, retardadores y aceleradores de fraguado, que disminuyen o aumentan el calor producido durante la reacción exotérmica del fraguado, y ciertos productos que forman burbujas de gas dentro de las mezclas para hacerlas más ligeras. La teoría supone que el hormigón no resiste a los esfuerzos de tensión y, aunque en realidad esto no resulta del todo exacto, el supuesto anterior facilita grandemente los cálculos del hormigón. Normalmente se le hace trabajar a esfuerzos de compresión y a pequeños "esfuerzos cortantes", como medida de la "tensión diagonal". Los grandes esfuerzos de tensión, los cuales resultan inevitables, se toman por medio de refuerzos especiales de acero corrugado (varillas), tensores especiales o cables de acero, incluyendo las grandes tensiones resultantes de ciertos esfuerzos cortantes. Las fatigas de trabajo a la compresión en el hormigón, varían de 50 a 300 kg/cm2, lo cual viene a representar entre el 40 y el 60% de las fatigas de ruptura del mismo, a los 28 días de fraguado, cuando se trata de cemento Pórtland normal, y a los 14 días si el cemento es de fraguado rápido. En el acero se llegan a aceptar fatigas a la tensión comprendidas entre



1100 y 5500 kg/cm2 según el tipo de acero puesto en juego. Se pueden aceptar fatigas mayores en aceros retorcidos en frío y en cables de alambres múltiples. Se debe recordar que debido al constante progreso tecnológico en la elaboración y cálculo de hormigones y aceros, siempre que se trate de trabajos suficientemente grandes o costosos, se deberá consultar con un especialista en el tema. 4.5 MATERIALES MIXTOS Como su nombre lo n i dica son sistemas de sostenimiento en los que se emplea una combinación de dos o más materiales de construcción de los ya señalados en los incisos anteriores. Cuando se utilizan fortificaciones mixtas, se debe considerar que las estructuras resultantes tendrán características resistentes que participan de las de sus componentes, tanto en lo referente a sus propiedades físicas como en lo relacionado con su costo. Para ilustrar los sistemas de soporte con materiales mixtos, se hará uso de las ilustraciones que a continuación se presentan: La figura 13 muestra una combinación se soportes de acero con mampostería y madera, La figura 14 ilustra diversos tipos de uniones para soportes de acero (cabezales), con postes de madera. La figura 15 detalla las estructuras mixtas de mampostería y madera, aplicables a obras horizontales.



ESTRUCTURAS MIXTAS

FIGURA 13 ESTRUCTURA DE ACERO MAMPOSTERÍA Y MADERA



ESTRUCTURAS MIXTAS

FIGURA 14 SOPORTES DE ACERO Y MADERA PARA OBRAS HORIZONTALES



ESTRUCTURAS MIXTAS

FIGURA 15 ESTRUCTURAS DE MAMPOSTERÍA Y MADERA



5. CLASIFICACIÓN DE LOS ELEMENTOS DE SOSTENIMIENTO EN FUNCIÓN DE LOS ESFUERZOS A LOS QUE SERÁN SOMETIDOS De acuerdo con este concepto, los elementos de soporte serán clasificados según el tipo de elemento estructural que los constituyan o según el lugar que ocupen dentro de la estructura. En función a los esfuerzos que soportan, las piezas que forman una estructura pueden trabajar a compresión simple, a flexión, a cortante o a esfuerzos combinados. De lo anterior se desprende que los elementos básicos de una estructura, se comportan normalmente como vigas libremente apoyadas, vigas continuas, elementos en "cantileever", vigas empotradas o semi-empotradas (en uno o en ambos extremos), columnas con carga axial trabajando como piezas cortas o largas y columnas con carga excéntrica. A continuación se hace una breve descripción de cada uno de los elementos arriba citados, llamándolos por su nombre común en la jerga minera. CABEZAL O MONTERA Elemento alargado generalmente usado en posición horizontal, que trabaja como viga libremente apoyada y en ocasiones con compresión axial. Cuando es de madera, su sección puede ser circular, cuadrada o rectangular. Cuando es de acero, se emplea en secciones tipo I, H, o U, aunque frecuentemente también se usan rieles nuevos o de desecho. Cuando los cabezales son de materiales mixtos, se emplea concreto reforzado con acero corrugado o madera reforzada con cable de acero. Cuando está semi-empotrado, usualmente se emplean conectores o uniones metálicas. Los cabezales se usan para sostener las rocas y otros elementos de fortificación localizados en la parte superior de las obras o "techos". Generalmente son perpendiculares al rumbo de las obras, las cuales suelen ser socavones, frentes, túneles, cruceros, cañones, niveles, etc. Los cabezales son requeridos donde se necesite un elemento que trabaje como viga libremente apoyada o continua, colocado en la parte superior y sobre elementos verticales o sensiblemente verticales (postes). Al conjunto anterior se le conoce como "marco incompleto" o "marco de tres elementos". Figura 17.



LARGUERO Son elementos similares a los cabezales que generalmente trabajan como vigas continuas en varios claros. Se usan en posición horizontal perpendiculares a los cabezales locales. Ocasionalmente une varios cabezales, con lo que resulta una estructura ideal en el entibado o fortificación de un pozo de acceso. El larguero constituye el elemento de mayor longitud en un cuadro ensamblado de un pozo de acceso. Trabaja a esfuerzos axiales combinados con esfuerzos de flexión. Figura 16. SEPARADOR O BOTADOR Es otra pieza similar al cabezal que se emplea para evitar que marcos adyacentes tiendan a "cerrarse"; en este caso su colocación es perpendicular a los cabezales de los cuadros. También se emplea en las estructuras de sostenimiento de pozos, uniendo dos largueros horizontalmente y separando dos claros o compartimientos consecutivos de un pozo de acceso; en este segundo caso, su colocación resulta paralela a los cabezales. Figura 16.

FIGURA 16 CUADRO DE MADERA PARA FORTIFICACIÓN DE UN POZO DE ACCESO DE DOS CLAROS SOLERA O UMBRAL Elemento horizontal que corresponde a la contraparte del cabezal; es decir, su colocación es en la parte inferior del marco, sobre el piso de la obra, uniendo los elementos verticales (postes) en el piso. Cuando existen dos columnas o postes unidos en su parte superior por un cabezal y en su parte inferior por una solera o umbral, se forma un "cuadro completo". Figura 17.



Cuando falta la solera (que resulta ser el caso más generalizado), se tiene un "medio cuadro", "cuadro incompleto" o "cuadro de tres elementos".

En ocasiones, se

denomina también como "medio cuadro", al cuadro incompleto cuyos “pies derechos” o “puntales” no llegan al piso de la obra, sino que se apoyan en muescas labradas (“alvéolos” o “cárceles”) en la roca de los hastiales de la obra, a distancias que varían entre 0,40 y 1,00 m por encima del piso. Figura 18.

FIGURA 17 SOSTENIMIENTO CON CUADROS DE MADERA



FIGURA 18 MEDIO CUADRO

PUNTAL, ESTEMPLE O PIE Es la estructura de sostenimiento más elemental. Básicamente es un solo elemento que sirve para trabajar como columna, aunque no siempre en posición vertical, pues puede trabajar inclinado. Fundamentalmente trabaja a esfuerzos de compresión axial, pero algunas veces se le aplican esfuerzos combinados debido a cargas laterales repartidas o concentradas en toda su longitud. Generalmente son de madera de sección circular, pero también se llegan a usar en secciones rectangulares o cuadradas. En algunos sistemas de laboreo se emplean estemples metálicos de sección I, H, U y O; algunas veces, de longitud ajustable. Los puntales pueden colocarse en grupos sosteniendo largueros que trabajan como vigas continuas. Existen casos (cuando las paredes de las vetas o filones son más o menos resistentes), en que se utilizan en grandes extensiones para sostener pisos provisionales que soportan esfuerzos verticales ejercido por un volumen de mineral tumbado. En tales circunstancias, se pueden hacer huecos en la roca (“cárcel”) para empotrar o semi-empotrar los extremos, dándoles un carácter especial semejante al de las "llaves". No se acostumbra llamar "llave" a un puntal inclinado aunque tenga "cárcel" en sus extremos.



LLAVE Elemento horizontal similar un cabezal, excepto de que sus extremos están empotrados o semi-empotrados en alvéolos, "cárceles" o huecos abiertos en los hastiales de la galería. En ocasiones la colocación se hace "ahogando" los extremos de la "llave" en mampostería de cemento o cal. Las "llaves" se emplean para sostener algunos largueros en los entibes de cuadro de los pozos de acceso, para soportar pisos artificiales de trabajo (tapancos o descansillos), para soportar pisos para máquinas perforadoras (martillos) o para propósitos generales de sostenimiento, con la sola condición de que su colocación sea horizontal con los extremos empotrados o semi-empotrados. Figura 19 POSTE Elemento estructural cuyo trabajo esencial es el de resistir cargas axiales. Los postes trabajan como columnas solamente cuando forman parte de un cuadro completo o de un medio cuadro. Pueden resistir cargas laterales moderadas que le obligan a resistir esfuerzos mixtos. Con frecuencia se hacen sinónimos a los términos "poste" y "puntal" y “estemple” , ya que de hecho lo son, pero existe la tendencia a señalar como puntal al poste inclinado y como poste o estemple al elemento vertical que trabaja con carga axial. PIE DERECHO En algunas localidades de América, a un puntal o a un poste aislado se le suele llamar "pie derecho". Se pueden usar varios “pies derechos” en una misma obra, pero en general cada uno de ellos trabaja aisladamente a falta de empotramiento, ligas, ábacos o carteles, por lo que puede afirmarse que trabajan a esfuerzos de compresión simple axial.

POSTE, PUNTAL O PIE DERECHO

LLAVE



CASTILLETE Elemento estructural formado por varias piezas que trabajan casi exclusivamente a esfuerzos de compresión axial; funciona como una columna corta. Debido a su forma y magnitud, resisten esfuerzos muy grandes lo que viene a hacer de ellos, elementos insustituibles cuando se trata de equilibrar o detener grandes bloques que han iniciado movimientos lentos. Los "castilletes" más sencillos y fáciles de construir son verdaderas pilas de madera de sección cuadrada o redonda. Cada altura o camada está formada por dos piezas, las cuales combinadas con camas sucesivas, integran estructuras con forma de castillete o pilar de madera hueco. Figura 19.

FIGURA 19 CASTILLETE HUECO DE MADERA Otro tipo de castillete más resistente, es el castillete relleno o pilar relleno, que no es otra cosa que la estructura descrita líneas arriba y mostrado en la figura, pero rellena de rocas estériles o tierra, con lo que se forma una columna de mayor resistencia a los esfuerzos de compresión. Figura 20 PILARES Los pilares más elementales están formados por capas sucesivas de más de dos piezas de madera de sección cuadrada o rectangular, apilados en forma semejante a la descrita para los "castilletes". La diferencia con los "castilletes", es que al colocar las piezas que forman una camada (una a continuación de otra, cara a cara) no dejan el hueco central, formando una estructura compacta con forma de columna, mucho más resistente que los "castilletes huecos". Figura 20.



Otra forma de construir pilares es con paredes de mampostería que formen una gran columna con un hueco en el centro, el cual se rellena con fragmentos de roca estéril sin cementante para darle mayor compacidad y resistencia. Una variante a este tipo de pilares son las paredes de retención, las cuales se agrupados en pares, en medio de las cuales se coloca un relleno de roca sin valor comercial para formar pilares alargados, de gran utilidad para soportar obras en yacimientos sedimentarios (mantos de carbón o de potasa). Para la fortificación de obras de gran desarrollo horizontal tales como galerías, túneles, frentes, niveles de acarreo, etc, se suele construir una pared de mampuestos de tabique o de hormigón armado, que retiene a un relleno de roca fragmentada colocada entre el hastial y una de las paredes (la más débil) de la galería. Figura 21. También se conoce con el nombre de "pilar", a la roca o mineral que ha sido dejada sin remover, ya sea en la vecindad del pozo de acceso para protección del mismo, o bien en los lugares de producción para el sostenimiento del techo. Los pilares “in-situ” dentro de las labores, de hecho constituyen un sistema de laboreo de minas conocido como cuartos y pilares. (room and pillar)

pilar castillete de madera "macizo"

pilar de mampostería relleno

FIGURA 20 PILARES DE MADERA Y DE MAMPOSTERIA



FIGURA 21 PILARES ALARGADOS O PAREDES DE CONTENCION ABRAZADERA, UNIÓN O LIGA Es un elemento estructural generalmente de madera de forma tabular, que se usa para unir grupos de postes que proporcionan rigidez y robustez de conjunto. Algunas veces se usan para unir una serie de tres o más postes (figura 21) a lo largo de un camino, con lo que se impide que alguno de ellos, debido a falta de carga axial se incline y/o se caiga. En general las abrazaderas o uniones no poseen gran resistencia propia, si no que sirven solamente para colocar y conservar en su lugar a las piezas sujetas a esfuerzo. También se usan para sostener en posición correcta a un grupo de pies derechos que en conjunto realizan el trabajo de un pilar. TUPIDO O ENRAJE Fundamentalmente un "tupido” consiste de un entarimado colocado sobre los cabezales y postes de marcos continuos, cuyo objetivo es el prever la caída de rocas del techo y paredes dentro de la obra. Partiendo del hecho de que nunca deberá permitirse un hueco entre la fortificación y la pared o techo de la obra, existe la posibilidad de que si una roca de peso y volumen considerable se desprende de un techo situado a más de 1,00 m por encima de un cuadro rompa el cabezal. Esta posibilidad se elimina formando un "lecho" o “tupido” de madera sobre los marcos, donde los tablones o rajas (de aquí la denominación "enraje"), reparte los esfuerzos del "caído" entre varios marcos, sirviendo también de "cama" para llenar el hueco preexistente ya sea con los fragmentos desprendidos o bien con madera o "leña" de desperdicio, eliminando la posibilidad de que más rocas se desprendan



ya que los espacios ahora están rellenos de fragmentos de roca y madera y por tanto, la roca del techo se encuentra “en carga”. El sistema de tupidos, lechos o enrajes sobre los cuadros, funciona como un grupo de vigas continuas, con tantos apoyos como cabezales alcancen a unir. El sistema esta formado por tablones de madera (en espesores convenientes), piezas cilíndricas o semicilíndricas de diámetros menores a 10 cm (figuras 13, 15,17 y 18). FALSO PISO O “TAPANCO” Con frecuencia durante los trabajos de explotación minera, se hace necesario construir un piso que no coincide con el nivel del terreno. En tales casos, se ensambla un piso artificial de madera formado por tablones, troncos (rollizos), rajas o cualquier otro tipo de material o estructura afín, el cual se denominará Falso piso o "tapanco". En ocasiones, como por ejemplo durante la perforación, ahondamiento o profundización de un pozo de acceso, se requiere de un piso que no es propiamente de trabajo, sino que sirve como tarima temporal para colocar sobre ella las herramientas de perforación durante el disparo de los explosivos, sin necesidad de alejarlas demasiado del lugar de la operación. En estos casos se usa un falso piso de madera colocado a unos cuatro o cinco metros por encima del fondo del pozo, suficientemente alto como para evitar que el impacto de las rocas fragmentadas durante el disparo, dañe el equipo. Cuando se requiere un piso provisional para el mantenimiento del pozo, también se puede construir una estructura de este tipo, llamada “fondeo”. Durante los trabajos de producción con martillos neumáticos dentro del frente del tajo, algunas veces se requiere de un piso artificial para alcanzar las rocas de las partes altas cuando se trabaja sobre un espacio vacío o sobre roca suelta. En estos casos se coloca el falso piso o “tapanco” para poder trabajar sobre él y alcanzar los objetivos de barrenación. En las obras verticales que se usan como “descansos” en los caminos de escaleras, ya sea que estas obras sirvan para comunicación entre niveles, accesos a los frentes de trabajo o como camino de emergencia. Se deben especificar longitudes máximas para cada tramo de escaleras, colocando en los extremos de cada uno de ellos un "descanso", el cual también se considera como un "tapanco". Figura 22.



FIGURA 22 ESTRUCTURAS AUXILIARES DE MADERA ESCALERAS En las minas subterráneas se usan con mucha frecuencia escaleras (generalmente de madera), que sirven para establecer una comunicación física entre los diferentes niveles de la mina y acceso a los frentes de producción. En los albores de la minería, las escaleras eran troncos de madera, a los cuales se les labraban unas muescas que hacían las veces de peldaños, motivo por el cual se conocieron como escaleras de muesca. Los actuales reglamentos de seguridad prohíben terminantemente el uso de las escaleras de muesca; aprobando el de escaleras comunes formadas por dos largueros y una serie de travesaños clavados firmemente a los primeros. En función de la pendiente, se permite el uso de escaleras más o menos largas, pero en ningún caso se recomienda "descansos" o entrepisos colocados a más de cuatro metros



cincuenta centímetros, ni largueros mayores a seis metros. Los travesaños deben colocarse a intervalos máximos de cincuenta centímetros, aunque el espaciamiento promedio es de treinta. Tanto los largueros como los escalones, deben ser de madera de buena calidad, sin filos ni astillas sueltas o puntas libres para que puedan ser asidos firmemente con comodidad y confianza. Conviene que la unión entre los largueros y los travesaños se haga por medio de un ensamble firme, de preferencia a "media madera", empleando para ello un clavo capaz de resistir el esfuerzo normal, aunque lo recomendable es que se usen cuando menos dos c lavos en cada ensamble. Figura 23. En obras de muestreo o exploración de minas viejas u obras abandonadas, son de suma utilidad las escaleras de tipo "marino", con largueros de cable de acero y travesaños de varilla, tubo o madera (figura 23). Por ser trabajos de excepción, en estos casos se permiten tramos mas largos, pero se recomienda el uso de cables de seguridad de amarre personal o cualquier otro dispositivo afín.

Las escaleras permanentes deben ser diseñadas para

máxima seguridad y comodidad, con peldaños planos, horizontales y amplios. Cuanto más amplios sean los peldaños, más pequeño deberá ser el peralte o altura entre los planos de los escalones. Deben llevar pasamanos de seguridad.

FIGURA 23 DIVERSOS TIPOS DE ESCALERAS



BLOQUES, CUÑAS Y CASTIGOS Cuando se desea que un elemento de fortificación deba ser ajustado a una determinada longitud para que trabaje a compresión axial, será necesario primero ajustar su tamaño para inmediatamente después obligarlo a tomar la carga. Lo anterior se consigue ajustando uno o más "juegos" de cuñas, generalmente de 10 cm de ancho y 30 cm de longitud, con una altura que varía de 10 cm en un extremo a cero en el otro. Ocasionalmente se hace necesario el uso de cuñas más planas o más gruesas. Las cuñas se deben usar siempre en "juegos" de dos, con las puntas opuestas, de manera que cuando se crucen, necesiten un espacio prismático más ancho, produciendo de esta manera una presión entre los elementos que se pretende acuñar. Cuando el espacio que se debe ajustar es más ancho que las cuñas, se pueden usar dos o más juegos de cuñas, uno al lado de otro. Cuando sea demasiado grande el ajuste requerido, el hueco puede rellenarse con un bloque de madera de tamaño adecuado, de modo que después sólo sea necesario un juego de cuñas para dar la presión. La maniobra de ajuste y apriete de los juegos de cuñas para producir la presión, se hace por medio de golpes de marro o martillo. A este acto de "apretar", con frecuencia se llama “castigar” a los elementos que reciben la presión. También se denominan "castigos" a los elementos, materiales, bloques y cuñas con los que se efectúa la maniobra. 6. CLASIFICACIÓN DE LOS ELEMENTOS DE FORTIFICACIÓN EN FUNCIÓN DEL TIPO DE OBRA MINERA EN QUE SE USEN En este inciso se hará una descripción de las principales estructuras de fortificación descritas con anterioridad, considerando su mejor aplicación en función del tipo de obra subterránea donde se vayan a aplicar. 6.1 OBRAS HORIZONTALES (galerías, bocaminas, transversales) Son obras de gran desarrollo horizontal cuya función es la de dar acceso, comunicación, exploración o desarrollo. En su sección transversal se puede apreciar la existencia de un piso plano sensiblemente horizontal, hastiales laterales, irregulares y casi verticales con un techo plano, abovedado o semi-elíptico. Sus dimensiones varían en anchos que van desde 0,90 hasta 5,00 m y alturas que oscilan entre 1,00 y 4,00 m o más, según la función específica que desempeñe. Cuando una obra está perforada en rocas del tipo "A" (independientemente de sus dimensiones), se deberá mantener abierta por largo tiempo sin necesidad de fortificación



alguna. En rocas del grupo "B", se suele emplear mampostas o puntales aislados, ya sea de madera o de metal; llegándose a emplear también con gran éxito los "pernos de anclaje". A medida que se pasa de las rocas del grupo "B" a las del grupo "C", se hace necesario aumentar el número de mampostas y reducir el espaciamiento entre ellos. Si la estabilidad y la calidad de la roca se deteriora, se pueden unir los postes en su parte superior para convertirlos en "medios cuadros" (dos postes y un cabezal). Si la roca sigue siendo muy inestable, se pueden colocar ”enrajes” entre los cabezales y la roca del techo y entre los postes y los hastíales. Cuando la roca pasa a formar parte de las clasificadas dentro del grupo "D", los cuadros deberán ser más robustos y mas cercanos entre si, por lo que se tendrá que estudiar la posibilidad de transformarlos en cuadros completos mediante la colocación de una "solera" o "umbral". En cierto tipo de obras permanentes se suele emplear paredes de mampostería para sostener cabezales de vigas metálicas (I, H, U) o rieles y en casos extremos, se requerirá del vaciado de losas de hormigón armado. Cuando se requiere interceptar dos obras horizontales como las señaladas (ejemplo: crucero y frente o crucero y socavón), se hará necesario el uso de marcos especialmente diseñados para tal fin, con cabezales más largos y robustos que en ocasiones llegan a ser verdaderos largueros, para recibir tres o más cabezales, con objeto de suprimir los postes o pies derechos y permitir claros más grandes. 6.2 OBRAS VERTICALES (Chimeneas ascendentes y descendentes) Son obras de sección transversal relativamente pequeña, pero de gran desarrollo sensiblemente vertical o inclinado hacia cualquier lado. Su sección transversal puede ser circular, cuadrada, rectangular y algunas veces irregular. Las dimensiones de estas obras pueden variar desde menos de 1,0 hasta 5,0 metros o más. Se usan para comunicación entre niveles, para ventilación, para exploración, para desarrollo o como coladeros. Cuando se construyen de abajo hacia arriba, se llaman "chimeneas ascendentes" y cuando se construyen de arriba hacia abajo, se les nombran simplemente "chimeneas". Durante la construcción de las chimeneas ascendentes mediante el empleo de barrenación y voladura, se requerirá del uso temporal o permanente de escaleras de acceso o de circulación y la de pisos de trabajo (tarangos, tapextles o tapancos). Por regla general, estos pisos provisionales están formados por tablones apoyados sobre llaves acuñadas, de tal manera que se puedan retirar fácilmente en el momento previo a la voladura, evitando con



esto que se rompan y se deterioren. A medida que avanza la obra, se tendrán que subir estos pisos de trabajo. El desalojo del material fragmentado se hace por gravedad La construcción de chimeneas ascendentes por medio de máquinas “poceras”, casi no requerirá del uso de ningún elemento de fortificación, debido a que durante su construcción, prácticamente no existe el daño que producen los disparos con explosivos a la roca adyacente. En los casos en que las condiciones del terreno sean muy malas e inestables, se requiera de algún tipo de refuerzo o cercha que sostenga las paredes de la obra, o bien, de la inyección previa de alguna mezcla de concreto que permita, una vez fraguado, el paso del taladro guía y posteriormente el de la cabeza rimadora de la máquina, sin producir derrumbes de las paredes de la obra. Pozos de acceso y pozos de interior Por definición, los pozos de acceso son obras principales, sensiblemente verticales o inclinadas, construidas de arriba hacia abajo. Poseen una comunicación al exterior y conectan con los niveles principales del interior de la mina. Para su operación, deberán estar equipados con una máquina de extracción, un cable de acero, una jaula para el transporte de personal y skips u ollas para la extracción de minerales, dejando un "claro" libre para alojar toda la infraestructura de interior (tuberías de aire comprimido y agua, cables eléctricos y camino de emergencia). Los pozos de interior cumplen con las mismas funciones, con la diferencia de que no tienen comunicación directa al exterior y su construcción puede ejecutarse de abajo hacia arriba, si existen obras a mayor profundidad que lo permitan (como si fuera un pozo ascendente). Los pozos de acceso son las obras más importantes de una mina subterránea, por lo que se les deberá dar toda la atención y mantenimiento necesario, a fin de que puedan permanecer abiertos y con sus dimensiones originales de diseño, durante toda la vida operativa de la mina, dado que es a través de esta obra por donde se transportará al interior, equipos, materiales y personal y por donde también se extraerá el mineral. Por lo general son de sección cuadrada y rectangular cuando se les construye con barrenación y voladura con explosivos, aunque a últimas fechas debido a avances tecnológicos en materia de equipos de perforación, también se utilizan máquinas poceras (Robbins) que pueden perforar en secciones circulares y elípticas, con dimensiones que varían entre 2,50 x 2,00 y 3,00 x 6,00 metros o en diámetros que van de 2,00 a 6,00 metros. Dependiendo de las dimensiones del pozo y de la clase de roca en que sean construidos, se dispone de diversos diseños para los sostenimientos. Independientemente de que se necesite o no el refuerzo de la obra, se deben instalar estructuras especiales para la



circulación del equipo mecánico y para el transporte de personas y materiales (jaulas y skips), de modo que durante la etapa de diseño del sostenimiento, se deberá tener presentes dos factores: las estructuras necesarias para el refuerzo de la roca y aquellas que vayan a ser requeridas para la operación mecánica. Algunos pozos están entibados con hormigón reforzado en gran parte de su extensión, aunque es común hacerlo sólo en el "collar" o "brocal" y en algunos metros por debajo de él (de 5,0 a 15,0 m). Cuando la entibación se extiende más allá de la zona del brocal, generalmente se debe a que el tipo de roca en la cual está alojado es poco competente (grupos "D" y “E") y a veces esta floja por la gran cantidad de aguas subterráneas y escurrimientos de superficie. En algunos sitios se ha tenido que recurrir al congelamiento del agua contenida en la roca para poder efectuar el vaciado del hormigón. Los cuadros de un pozo (cuando sean de madera) deberán ser de la mejor calidad, formados por dos largueros y dos cabezales para configurar un rectángulo (figura 16). El rectángulo formado se divide en dos o más secciones por medio de "separadores", para formar los claros. Los cuadros se unen verticalmente por medio de "pies derechos", "puntales" o "postes", ya sean intermedios o de esquina. Para "cargar" axialmente los postes entre un cuadro y otro, se hace uso de ganchos o tirantes metálicos de varilla de 15 a 31 mm de diámetro (figura 24), arandelas y tuercas, que en conjunto, ejercen un efecto de compresión. En esta forma un cuadro de pozo queda "colgado" del inmediato superior por medio de los ganchos y separado de él, por medio de los postes. Para fijar los cuadros contra las paredes del pozo, se colocan bloques y cuñas en cada cuadro con objeto de mantenerlo "castigado" contra la roca, siempre y cuando la consistencia y estabilidad de ésta lo permita, en caso contrario, se tendrá la necesidad de colocar "llaves encarceladas" en hormigón para lograr la fijación. Cuando la roca de los hastíales presenta bloques sueltos o que amenacen con moverse, se deberá proteger el pozo con "tupidos" o" enrajes" suficientemente resistentes como para impedir el paso de rocas sueltas a los claros. Otra opción viable puede ser el uso de malla ciclónica y concreto lanzado (gunitado o shotcrete) para proteger las paredes de los efectos del agua y del meteorismo en los casos que lo amerite. Por lo general los pozos poseen un claro destinado a camino de escaleras o de emergencia, a través del cual se da el mantenimiento y realiza la supervisión, tanto al pozo como a su estructura y al equipo que aloja. Las escaleras pueden ser de madera o de metal, sujetas firmemente a los marcos con tapancos o descansillos al final de cada tramo. (figura 25).



Los skips y ollas de extracción funcionan como los ascensores de un edificio, colgados de cables de acero y operados desde la superficie mediante un máquina de tambor accionada por un motor (eléctrico o de combustión). Las jaulas skips de extracción se deslizan sobre rieles verticales llamados "guías", las cuales evitan el "cabeceo" del aparato y el daño al pozo y a su estructura. Dependiendo del tipo de freno de emergencia con el que estén equipadas las jaulas y skips, las guías podrán ser de madera o de metal. (figura 6.25)

FIGURA 24 TIRANTES PARA LOS CUADROS DEL POZO PRINCIPAL



FIGURA 25 PROFUNDIZACIÓN DE UN POZO PRINCIPAL, MOSTRANDO ENTIBACION Y MANIOBRAS DE LIMPIEZA CON CUCHARÓN



FRENTES DE PRODUCCION En la terminología de las minas subterráneas, se llama frente de producción al lugar de trabajo de donde se obtiene la producción mineral de un yacimiento. En general, el nombre de frente se refiere a los trabajos realizados en obras subterráneas, pues en las operaciones a cielo abierto la terminología es diferente. La fortificación en los frentes se puede hacer de muchas y muy distintas maneras, empleando para ello algunas de las estructuras ya descritas. En frentes particularmente débiles alojadas en rocas del tipo "D" o "E", los sistemas de fortificación se vuelven tremendamente complejos y caros y, a menos que las leyes contenidas en el mineral sean de muy alto valor, no se justificaría su aplicación. Lo anterior obedece fundamentalmente al alto precio que hoy en día tiene la madera y a su cada vez mas creciente escasez debida a controles y regulaciones de carácter ecológico. Entre los sistemas de explotación que demandan mayor cantidad de madera, se puede citar el llamado square-set" que castellanizado se traduciría como ”cuadros conjugados", actualmente en desuso por las razones expuestas. En el sistema de square-set la fortificación de debe realizar con "cuadros completos" formados por marcos de madera que se colocan, se entallan, se ensamblan y se fijan como si se trataran de las aristas de cubos yuxtapuestos en todas direcciones (figura 26). Cuando los cubos son reforzados mediante piezas diagonales en las caras verticales, se denominan "marcos cuadrados reforzados", en cuyo caso las diagonales se ubicaran en la cara donde se ejerce el mayor esfuerzo de compresión. La madera se deberá usar en las dimensiones que aconseja la práctica, tomando en cuenta los costos de materiales. la mano de obra y los esfuerzos por soportar. En algunos casos los esfuerzos llegan a ser tan grandes, que se hace necesario rellenar con rocas estériles los huecos formados por los cuadros, conservando abiertos únicamente los caminos y accesos al frente. Otro tipo de diseño para estas fortificaciones es el conocido como "marcos triangulares", que como su nombre lo indica, forman prismas triangulares yuxtapuestos ensamblados en forma parecida a los cuadros descritos líneas arriba. En depósitos sedimentarios (capas) como el caso de algunas minas de potasa, carbón, manganeso, etc., se suelen usar mampostas, postes, puntales, columnas o pilares de diversos tipos y materiales (hierro, madera, ladrillos, roca “in-situ" o combinados) que se ajusten a los sistemas locales de explotación y a las condiciones particulares del yacimiento.



FIGURA 6.25 DIFERENTES TIPOS DE ENTALLES (ENSAMBLES) USADOS EN EL ENTIBADO DE LAS MINAS SUBTERRÁNEAS



CÁMARAS DESCENDENTES Variante en donde el sentido de la explotación se lleva en forma descendente (vertical o inclinada). La característica de este método de laboreo, consiste en que los obreros siempre estarán trabajando sobre un piso firme y seguro, el cual va a ser explotado a medida que avance la obra. Si se trata de un yacimiento de gran tamaño, la fortificación se puede hacer a base de "marcos de cámaras", pilares de roca labradas in-situ dentro de la obra o de mampostería y puntales o mampostas de madera o hierro. Los sistemas de explotación por hundimiento, como el de rebanadas descendentes (topslicing), requiere de gran cantidad de madera para formar techos artificiales que soporten temporalmente el peso del material hundido durante la extracción. En otros sistemas, el propio material hundido hará las veces de soporte (por ejemplo, "hundimiento de subniveles" (sublevel caving) y "hundimiento de grandes bloques" (block caving). CÁMARAS ASCENDENTES Se llama así a cualquier tipo de sistema cuyo sentido de avance sea ascendente, ya sea vertical o en forma inclinada. Dependiendo de la forma y dimensiones del yacimiento, existen variantes en los sistemas de explotación, pero en la generalidad de los casos, se trabaja de pie sobre mineral previamente cortado ("cámaras almacén") o sobre material de relleno (estéril o arenas de lavadero de la planta de tratamiento), como en el "corte y relleno". En estas variantes se utiliza poca o ninguna fortificación, ya que el propio mineral cortado o el relleno estéril, actúan como elementos de soporte dentro de los rebajes, evitando que los hastíales tiendan a "cerrarse" por efecto de presiones laterales. Para el soporte de techos, en caso de requerirlo, se emplean puntales, castilletes o pilares "in-situ", que se quedarán en el interior del taller, "enterrados" en el material de relleno y sin posibilidad de recuperación. Ocasionalmente en los sistemas de "corte y rellene", se emplean marcos de cámaras y/o cuadrados o cubos (reforzados o triangulares). TOLVAS Dentro de los trabajos de fortificación se deberá considerar la construcción de las tolvas como estructuras de soporte. Las tolvas son receptáculos que sirven como cámaras de almacenaje temporal de mineral para su posterior extracción. Estas cámaras y su estructura de extracción, deben poseer sus respectivas compuertas de descarga, mediante las cuales se facilita el llenado de carros mineros que transportarán el material a través de los niveles de acarreo. La figura 27 muestra el detalle de la compuerta de una tolva de extracción. El mineral producido en los frentes se saca a través de pozos “coladeros”, los cuales comunican en su parte inferior con el nivel de arrastre o acarreo. Para ejecutar esta



maniobra, el mineral tumbado dentro de la cámara, se "arrastrará" hacia la boca del "coladero" hasta dejarlo caer dentro de él por gravedad. En este espacio tubular de sección cuadrada (o redonda), el material cae hasta la compuerta de control de donde será extraído y transportado por los carros mineros.

FIGURA 27 COMPUERTAS PARA TOLVAS DE EXTRACCIÓN Cuando el coladero o alcancía se encuentra alojado en rocas poco resistentes a la abrasión, se acostumbra fortificarlo recubriendo toda su extensión con madera. Cuando el sistema de explotación se lleva por "cámaras de cabeza" (ejemplo: corte y rellene y cámaras almacén) los pozos de acceso al frente y los coladeros, "crecer" dentro de la cámara a medida que avanzan los trabajos, formando chimeneas "artificiales" de madera rolliza o de sección cuadrada, ensamblada en la forma que se muestra en la figura 28.



FIGURA 28 ENSAMBLES DE MADERA PARA COLADEROS Y POZOS

ESTACIONES SUBTERRÁNEAS Y VENTANILLAS En la intersección de obras horizontales con el pozo de acceso (conocidas con el nombre de "ventanillas") y en ciertos lugares del interior de la mina donde se hacen instalaciones especiales para plantas de bombeo y transformadores, almacenes, comedores, talleres de reparación etc., se requieren recintos con dimensiones especiales de mayor tamaño que las obras de carácter general. A estos recintos se les conoce con el nombre de "estaciones". En toda clase de estaciones subterráneas y ventanillas, se puede necesitar una fortificación especial, la cual generalmente se hace a base de cuadros reforzados que poseen elementos de madera más robustos, a veces dobles, triangulados o "acartelados" en sus esquinas (figura 29). Con frecuencia se construyen estaciones con paredes y techos de hormigón armado, de mampostería o mixtos, principalmente de madera y acero o de hormigón y acero.



FIGURA 29 MARCOS DE ESTACIÓN Y DE VENTANILLA 7. CLASIFICACIÓN DE LOS ELEMENTOS DE SOSTENIMIENTO, EN FUNCIÓN DEL TIPO DE ROCAS EN QUE SE UTILIZARAN Es poco lo que se puede agregar además de lo tratado hasta aquí. De hecho, las rocas del tipo "A" no requieren fortificación. Los accesorios que se colocan en los hastíales de las obras, tienen por objeto sostener ductos, mangas u otros elementos como puentes, escaleras, pisos de trabajo, puertas y toda clase de instalaciones "ligeras". Las rocas del tipo "B" requieren fortificación en un sólo sentido (columnas, pies derechos, puntales, pilares y pernos de anclaje). La experiencia local señalará las directrices generales que deberán seguirse en lo relativo a materiales, dimensionamiento de las obras, sistemas de explotación, tamaño de las piezas, etc. Las rocas del tipo "C" (con varios sistemas de planos de fracturas), requieren trabajos de fortificación más completos, abundando los "enrajes" en los cuadros y medios cuadros y empleando puntales como elementos auxiliares. Las mamposterías y sistemas mixtos se



hacen necesarios en estaciones, puertas, caminos, pozos de acceso, etc., especialmente los hormigones reforzados y el acero. La madera debe ser más gruesa y resistente, haciendo necesario una detallada supervisión y mantenimiento. Las obras abandonadas se "cierran" en poco tiempo y los cuadros de tres piezas, llegan a hundir los extremos inferiores de sus postes, disminuyendo la altura de caminos y talleres. Piezas de 0,35 a 0,40 m de diámetro por 1,80 m de altura, se "acortan" hasta quedar de 1,0 m en unos cuantos meses. Se mantienen en su sitio sólo mediante la ayuda constante de nuevos cuadros colocados a un metro de distancia de centro a centro. Las rocas del tipo "D", tales como fragmentos sueltos o arenas, al igual que las del tipo "E", formadas por materiales plásticos, requieren de sistemas de sostenimiento bien planeados, más completos y resistentes que cualquier otro diseñado para rocas "A”, “B" o "C". Las rocas tipo “D”, obligan a usar elementos más "cerrados" o cercanos entre si y materiales mixtos, principalmente hormigón reforzado En casos extremos o en los sistemas de explotación para materiales sueltos y arenas, se puede llegar a usar, el método de "estaca cortadora", también conocido como "tabla estacado" (figura 30). En otros casos, se usan sistemas similares llamados "escudo cortador", donde la máquina se protege durante su avance con gatos hidráulicos telescópicos que sostienen temporalmente las paredes, mientras se coloca el entibado permanente formado por piezas individuales de hormigón armado de sección semicircular (dovelas), hasta formar un "tubo" o túnel circular. Cuando se presentan dificultades adicionales como la presencia de agua en abundancia, resultaría obvio destacar que los costes de operación se elevarían a tal grado, que hasta el proceso de congelación del agua contenida en la roca se haría incosteable para poder avanzar y colocar sostenimientos más adecuados y económicos. En la minería del carbón destaca el uso de ”entibes marchantes” o “autodesplazables”, que consisten fundamentalmente de estructuras metálicas accionadas por pistones hidráulicos que soportan el techo y el hundido posterior producido por el propio sistema de explotación y que además “avanzan” a medida que lo hace el corte de mineral sobre el frente de ataque. Este sistema de entibado es en principio el mas sofisticado, dado que su propia dinámica hace que su diseño y aplicación sea motivo de cálculos y consideraciones técnicas muy concienzudas. Este tema se abordará posteriormente con el detalle adecuado.



FIGURA 30 FORTIFICACIÓN EN ARENAS ("TABLA-ESTACADO")



8. PERNOS DE ANCLAJE El entendimiento científico del comportamiento global de los macizos rocosos en torno a las excavaciones subterráneas, así como de los elementos de fortificación relacionados con ello, es relativamente reciente. Aun cuando ya desde fines del siglo pasado han existido soluciones analíticas a este tipo de problemas, ha sido necesario el avance tecnológico en varias líneas de trabajo para que hubiese un progreso real y tangible. Por una parte se ha necesitado de la experiencia acumulada y la aparición de nuevos sistemas de sostenimiento y por otra, un mejor conocimiento del comportamiento mecánico de los macizos rocosos, unido al desarrollo de nuevas teorías y métodos de cálculo con computadora. Actualmente la idea de que el objetivo fundamental de los sostenimientos es el de proporcionar un refuerzo o ayuda al macizo rocoso en el momento oportuno para que resista, está relativamente generalizada. En todo caso la mecánica de rocas actual, posee instrumentos suficientes para enfrentarse técnicamente a casi todos los problemas de ingeniería en las excavaciones subterráneas. Uno de los elementos que más ha contribuido a este hecho, ha sido la aparición de nuevos sistemas de soporte, tal y como es el caso de los sistemas de "pernos de anclaje", los cuales empezaron a ser usados a comienzos de los años cincuenta, especialmente con el concepto de sostenimiento suspendido en medios estratificados. El anclaje por su flexibilidad mecánica y operativa y por la rapidez de su coloc ación, es especialmente útil para el sostenimiento de obras mineras. Los pernos -ancla se utilizan con mucha frecuencia en el entibe de galerías principales de extracción y ventilación de los trabajos de minado de carbón por salones y pilares, así como en los pozos inclinados y cañones de acceso de tajos largos. Ocasionalmente se usan en los mismos tajos largos; en el avance de túneles y en labores de minas metálicas. También suelen ser empleados conjuntamente con malla ciclónica y revestimientos de cemento lanzado, en frentes, niveles de acarreo, comedores, estaciones de bombeo y salones para usos múltiples de las minas metálicas y en general, donde se presentan problemas de inestabilidad por acción meteórica. 8.1 SISTEMAS DE ANCLAJE Hoy en día existen en el mercado varias decenas de tipos diferentes de anclas y varillas de soporte, por lo que sería prácticamente imposible hacer una descripción detallada de todas ellas en el espacio de este capítulo, razón por la cual, solamente se han seleccionado los modelos más representativos, mismos que se describirán a lo largo de las siguientes páginas. Los componentes mecánicos de un perno de anclaje como el que se ilustra en la figura 31 son: (1) sistema de anclaje, (2) varilla o perno, (3) placa de base y (4) tuerca o elemento de apriete.



Tradicionalmente, el sostenimiento mediante pernos de anclaje se divide en dos grandes grupos, de acuerdo a la forma en que se consigue fijar o anclar la varilla; es decir: anclaje puntual, cuando el punto de soporte se localiza en el extremo interior del perno o anclaje repartido, cuando el anclaje se realiza a lo largo de todo el perno. En la descripción tecnológica del sostenimiento por medio de anclas se mantendrá esta diferenciación y se hará referencia a los diversos tipos de material disponibles en el mercado.

FIGURA 31 COMPONENTES DE UN PERNO DE ANCLAJE (B. Celada, 1985) 8.1.1 PERNOS DE ANCLAJE PUNTUAL En este tipo de pernos, el elemento de anclaje está constituido por un sistema mecánico situado siempre en el extremo interior de la varilla. Estos fueron los primeros sistemas de anclaje utilizados a escala industrial en la década de los años cincuenta. A pesar del tiempo transcurrido, algunos tipos de estos pernos están todavía de actualidad. Las características comunes a este tipo de pernos son: - Sensibilidad al diámetro del barreno Dado que el anclaje se consigue por la acción de un sistema mecánico sobre las paredes del barreno, el diámetro de éste debe ser controlado estrictamente, pues un leve exceso disminuye grandemente las características resistentes.



- Importancia de la placa base En este tipo de mecanismos el anclaje sería imposible sin que actuara la placa base, ya que al colocarla es necesario ponerla en carga, dando un par adecuado mediante la tuerca de apriete. - Flexibilidad Los pernos de anclaje puntual son muy susceptibles a las deformaciones, ya que el alargamiento del ancla lo soporta la barra del perno, y los aceros comerciales admiten elongaciones repartidas del orden del 10%, lo que hace que los pernos sean apropiados para sostener terrenos muy deformables. PERNOS DE MADERA Este tipo de pernos nacieron en Inglaterra con la idea de evitar daños severos a las máquinas cortadoras de carbón y a las bandas transportadoras (figura 32). Se utilizaron para sostener techos laminados en las minas de carbón, y en su momento también suplieron la escasez de hierro durante la guerra. Su colocación se hace perforando barrenos muy cercanos entre si, tomando ventaja de la humedad de la mina, que hace que la madera se hinche para producir una fuerza radial hacia las paredes del barreno. Después, las anclas de madera de instalaron con cemento en las minas metálicas de Australia, donde era necesario evitar la contaminación del mineral, además de los daños al equipo. Por su naturaleza, este tipo de anclas tienen grandes limitaciones en lo concerniente al esfuerzo que son capaces de soportar, limitaciones que derivan de la materia prima con que son fabricadas y del tipo de anclaje conseguido, sin embargo, poseen algunas grandes ventajas que las hacen utilizables en determinados casos como los mencionados líneas arriba. Hoy en día y debido al alto costo de la madera casi no se usan, pero han venido a ser substituidas por varillas de fibra de vidrio. Los pernos de madera están formados por una vara de 30 a 60 mm de diámetro, con hendiduras en ambos extremos, como se muestra en la figura 32. En estas hendiduras, cuya profundidad varía de 150 a 350 mm, se incrustan sendas cuñas que permiten por efecto de expansión, anclar el perno en los extremos interno y externo del barreno. Las perforaciones que alojarán las varas de madera, suelen tener diámetros que varían entre 40 y 70 mm. La madera con la que se construyen los pernos, deberá estar completamente seca pues de lo contrario, al secarse se produciría una disminución considerable en el diámetro, con la consecuente pérdida de tensión.



Por otra parte, si el diámetro del perno es muy cercano al del barreno, será posible utilizar una cuña con un ángulo muy pequeño en el vértice, consiguiendo de esta manera una mayor superficie de fricción. En este caso la fuerza necesaria para ponerlo en carga puede ser menor y la deformación de la cabeza se verá reducida.

FIGURA 32 ANCLAS DE MADERA (Hoek & Brown, 1980) PERNOS DE EXPANSIÓN (a) De cuña Dentro de este grupo, posiblemente los pernos de cuña fueron las primeras anclas mecánicas que existieron en el mercado debido a su simplicidad y bajo costo de manufactura. Básicamente, el ancla está formada por una varilla metálica lisa o corrugada, en uno de cuyos extremos se le hace cuerda y en el otro una ranura por donde se incrustará una cuña expansora (figura 33). Para cargar el perno una vez que se ha introducido en el barreno, se debe forzar la varilla contra la cuña en el fondo del barreno, lo cual hace que la parte ranurada de la varilla se expanda y entre en contacto con las paredes del taladro. La tuerca, la placa base y las rondanas en el extremo roscado, se usarán para tensionar el ancla o para sostener una malla ciclónica, colgar poleas, mangueras, ductos, equipo, etc. Las anclas de cuña poseen cualidades muy estimables, por lo que pueden ser empleadas con éxito en muchos trabajos, pero las limitaciones que se han señalado (ver pernos de madera),



hace incómodo su empleo. El desarrollo de las "conchas de expansión", aplicables a pernos metálicos roscados han corregido en principio, parte de las limitaciones de los de cuña, por lo que su uso se ha difundido con bastante rapidez, coexistiendo en la actualidad con los sistemas de "anclaje repartido" en numerosas aplicaciones.

FIGURA 33 PERNO DE EXPANSIÓN (Ancla de cuña) (Hoek & Brown, 1980) (b) De concha El anclaje de los pernos de expansión se consigue por medio de una cuña que penetra en varias piezas móviles llamadas "conchas", que en conjunto forman la cabeza de anclaje. (fig. 34). Las características relevantes de los pernos de concha de expansión, son las siguientes: -Ventajas Existe la posibilidad de volver a recuperar las anclas colocadas, lo que se consigue con sólo aflojar la tuerca de apriete. Se ha conseguido una mecanización total en la colocación de este tipo de pernos, debido a que solamente se requiere para ello, un movimiento de rotación. La varilla podrá anclarse en cualquier punto del barreno, eliminando la necesidad de extremar el cuidado en la perforación para conseguir que la cabeza quede exactamente en el fondo del taladro, tal y como debe ocurrir con los pernos de cuña. El anclaje resulta mucho más seguro ya que la superficie de contacto de la concha de expansión con las paredes del barreno, es mucho mayor que en los pernos de cuña. No es necesario taladrar el barreno con un diámetro tan preciso como en el caso de los pernos de cuña, aunque hay que respetar ciertos límites.



- Desventajas Proporcionan una tensión limitada que raramente sobrepasa las 12 toneladas. Resulta muy difícil conseguir un buen anclaje cuando se pretende hacerlo en rocas blandas o alteradas. En algunas condiciones, la estabilidad del anclaje se ve seriamente afectada con el paso del tiempo.

FIGURA 34 PERNO CON CONCHA DE EXPANSIÓN 8.1.2 PERNOS DE ANCLAJE REPARTIDO

Los pernos de anclaje repartido fueron desarrollados ante la imposibilidad de poder utilizar los pernos de expansión en cualquier tipo de roca, debido a la dificultad de garantizar un anclaje confiable en rocas muy fracturadas y/o alteradas. Adicionalmente, se ha podido comprobar que la calidad del anclaje depende de la calidad y del diseño de la placa base, ya que la carga que se consigue con los anclajes de expansión es generalmente mucho menor que la resistencia del acero de la barra que forma el perno. Estas dificultades se han elim inado en gran medida con el uso de los pernos de anclaje repartido, en los que la sujeción se consigue a lo largo de toda la varilla, aprovechando de mejor manera la resistencia del acero a la tracción. Los anclajes repartidos alcanzaron su mejor punto de desarrollo a mediados de la década de los años sesenta, y desde entonces su uso se ha expandido espectacularmente por todo el mundo, debido en buena parte a las siguientes ventajas que reporta su utilización.



1. probabilidad de anclaje en terrenos fracturados Esto es posible gracias a que aunque sea necesario emplear mayor cantidad de mortero, la viscosidad de éste hace difícil que se "escape" totalmente por las fracturas de la roca. 2. Persistencia del anclaje a través del tiempo Los morteros y cementos utilizados son absolutamente inertes y por lo tanto muy estables a lo largo del tiempo, sin que se haya podido medir una caída de tensión significativa a lo largo de pruebas realizadas durante más de 10 años. 3. Independencia de la placa base La placa base con el anclaje repartido, pasa a desempeñar un papel secundario ya que aunque desaparezca, se sigue ejerciendo un efecto de anclaje muy importante. 4. Disminución del movimiento relativo de estratos Esto se debe a que dado que el anclaje se realiza a lo largo del barreno, se consigue una cierta solidificación de los estratos del techo, dificultando sus movimientos, con lo cual se logra incrementar sus características resistentes. Los pernos de anclaje repartido pueden clasificarse en dos grandes grupos: (a) Los que consiguen el anclaje mediante el fraguado o polimerización de un producto químico y (b) Los que logran su anclaje por un efecto mecánico a través de todo el perno. PERNOS CON ANCLAJE QUÍMICO El anclaje químico de los pernos, actualmente se consigue por la polimerización de resinas sintéticas o simplemente por el fraguado de una lechada de cemento. -RESINAS Hoy en día se pueden utilizar para estos fines, tres productos distintos disponibles en el mercado: (1) poliuretanos, (2) resinas epóxicas y (3) poliésteres. Por su toxicidad, los poliuretanos deben ser desechados, debido a que no se pueden utilizar en ambientes confinados ya que contienen en su formulación, isocianatos que generan bióxido de carbono (CO 2) el cual forma una masa esponjos a, inadecuada para los efectos del anclaje. Las resinas epóxicas satisfacen adecuadamente todos los requisitos, y aunque poseen mejores propiedades mecánicas que los poliésteres, presentan el inconveniente de su precio (de dos a tres veces más al de estos últimos). Por esa razón, las resinas epóxicas no se utilizan para el anclaje, sino como material para trabajos especiales de consolidación. Los poliésteres son los



productos que reúnen las mejores condiciones, incluyendo el precio. Universalmente las resinas de poliéster que se emplean en los trabajos de anclaje se presentan envasadas en ampolletas o salchichas de plástico, cristal o papel, que suelen medir entre 25-35 mm de diámetro y 30-80 cm de longitud. Empacados, presentan el aspecto de un plástico sólido a temperatura normal. Para obtener la resina, se deberá disolver el poliéster en un monómero, de los cuales el estireno es el más usado, aunque también se utiliza el etileno y el ácido acrílico. La resina preparada es estable debido a que, se le añaden agentes inhibidores que evitan su polimerización durante largos períodos de almacenaje. La polimerización de la resina se realiza en presencia de un catalizador que proporcione radicales libres. Normalmente se utilizan peróxidos orgánicos, aunque tienen el inconveniente de ser compuestos inestables. Bajo condiciones normales, la velocidad de polimerización es muy lenta, por lo que para evitar este inconveniente se utiliza un acelerador (cobalto o dimetil-anilina). Variando adecuadamente las proporciones de catalizador y acelerador, se obtienen tiempos de fraguado que varían desde unos pocos minutos hasta 10 horas. En la práctica para usar menos resina, se añade a ésta materiales inertes de relleno, tales como talco, caliza, Barita, cuarzo, amianto o arena. En los cartuchos comerciales, la resina y el catalizador se envasan en compartimientos separados que evitan la reacción de polimerización durante el almacenaje. Consecuentemente se exige que para realizar la operación de anclaje, se tengan que mezclar ambos componentes. Esto se consigue rotando el perno durante su colocación, como se ilustra en la figura 35. Para la colocación de los pernos se exige la utilización de dos herramientas básicas: una para perforar el barreno que alojara el perno, y otra para conseguir la rotación de éste a una velocidad de 100 r.p.m. que permita mezclar los componentes.

FIGURA 35 COLOCACIÓN DE PERNOS CON RESINA



FIGURA 36 PERNO DE ANCLAJE REPARTIDO CON RESINA

La figura 36 representa un perno construido con varilla corrugada con rosca en la punta exterior, tuerca de apriete y placa de reparto. Para su colocación, primero se coloca un cartucho de resina de fraguado rápido para formar un anclaje sólido que permita tensar el ancla unos cuantos minutos después de efectuada la mezcla del catalizador con la resina. Para fijar el resto de la barra, se usará resina de fraguado lento. Las nervaduras tipo soga de la varilla, proporcionan una muy buena adherencia y permite los ajustes necesarios en cuanto a su longitud, ya que se pueden anexar extensiones adicionales mediante un manguito de acoplamiento. - Ventajas Limpieza y manejo fácil de los elementos del anclaje. Resiste movimiento vertical y lateral de los estratos. Anclajes de alta resistencia en rocas de mala calidad. No son afectadas por las "pegadas" con explosivos. Se logra un sello completo entre el ancla y el barreno. - Desventajas Costos muy elevados. Tiempo de almacenaje muy corto (particularmente en climas cálidos).



CEMENTO La técnica del anclaje de pernos utilizando cemento, consiste en colocar una barra de acero dentro de un taladro y rellenar el espacio anular existente con una lechada o mortero de cemento que al fraguar, produce el anclaje del conjunto a lo largo de toda la superficie del barreno. Las maniobras son muy similares en casi todos los casos. Únicamente existen diferenc ias en la forma de introducir el mortero en el taladro. Se han utilizado varias técnicas para bombear lechadas gruesas en los barrenos o para formar fijadores "in-situ" mediante la inyección simultánea de una mezcla seca de arena-cemento y agua (figura 37). Los sistemas cambian de una localidad a otra, dependiendo del equipo disponible y de la habilidad e inventiva de los operadores. Actualmente, para la instalación de pernos con longitudes inferiores a 3,0 m, la inyección de lechadas resulta antieconómica, ya que puede ser substituida por el método conocido como "perfobolt" o por el uso de cemento envasado en cartuchos de papel o "cembolt".

FIGURA 37 PERNO CON ANCLAJE DE CEMENTO INYECTADO (Hoek & Brown, 1980) MÉTODO "PERFOBOLT" El método "perfobolt" fue desarrollado en Escandinavia, donde se utiliza con cierta profusión en el sostenimiento de algunas obras subterráneas de ingeniería civil. El método consiste en introducir el mortero de cemento por medio de dos semicilindros de chapa perforada, los cuales una vez que han sido rellenados, se atan cara a cara con un alambre y se introducen al taladro. Posteriormente se coloca el perno, el cual al ser forzado contra la armadura "perfo", extruye el mortero de cemento, el cual se encarga de rellenar el volumen restante en el taladro. La figura



38, muestra claramente la metodología a seguir en la colocación de anclas por medio del sistema "perfobolt".

FIGURA 38 PERNOS ANCLADOS CON EL SISTEMA "PERFOBOLT" (Ayala, Celada e Hidalgo, 1985) En la siguiente tabla se indica los diámetros recomendables para cada uno de los elementos del sistema “Perfobolt”

DIÁMETROS RECOMENDABLES BARRENO pulgadas

Mm

1¼

32

1½ 3

1 /4

PERNO pulgadas

CHAPA "PERFO" mm

pulgadas

mm

/4

19

11/16

27

38

1

25

1¼

32

44

11/8

29

1½

38

3

3

2

51

1¼

32

1 /4

44

2¼

57

13/8

35

2

51



CARTUCHOS DE CEMENTO En los últimos años se han comercializado cargas o cartuchos de cemento que tienen un aspecto externo idéntico al de las cargas de resina, pero que presentan algunas ventajas técnicas y que además resultan un poco más baratas que ellas. Las cargas de cemento "cembolt" ™ (marca comercial), llevan en su interior un endurecedor de plástico y una mezcla de cemento rápido con un acelerador y un agente tixotrópico. Para utilizar las cargas de cemento, basta con sacarlas de la bolsa de plástico que las contienen y sumergirlas en agua durante 2 minutos. El agua penetra a través de la envoltura de papel y produce la hidratación, generando una serie de burbujas de aire que cesan aproximadamente al cabo de los 2 minutos, señal de que se encuentran listas para su colocación. Dado que los cartuchos "cembolt" ™ contienen la dosificación ideal para producir un fraguado rápido, la introducción del perno puede hacerse sin necesidad de rotación, pues no existe la necesidad de efectuar mezcla alguna. Los pernos de longitud menor a 2,0 m pueden colocarse cómodamente a mano, aunque resulta más rápido y mejor, colocarlos con la misma herramienta que se hizo el taladro. A los 10 minutos de colocado el bulón, la pasta cementante empieza a endurecer hasta alcanzar el fraguado máximo a las 24 horas. Los bulones verticales, se mantienen estrictamente en su sitio desde el instante de su colocación, debido a la buena viscosidad que se consigue con la carga de cembolt hidratada. El US Bureau of Mines, desarrolló otro tipo de carga de cemento y agua para el anclaje y cementación de los pernos. Consiste de un cartucho en el que se coloca una mezcla de polvo de cemento seco y gotitas de agua del tamaño de la cabeza de un alfiler encapsuladas en globos de cera. Para colocarlo, primero se inserta el cartucho en el barreno y luego el perno, girándolo para producir la ruptura del cartucho y el estallido de las cápsulas de agua, las cuales se mezclan con el cemento de manera uniforme por efecto de la rotación del ancla. La lechada se endurece rápidamente, demostrando resistencias a la tracción del orden de 3500 lb/pie a los 2½ minutos y de 8000 lb/pie a los 5 minutos. La vida útil de estos cartuchos en almacenaje es de 6 meses. A continuación, las ventajas y desventajas de las cargas cembolt.



- Ventajas 1. Confiabilidad absoluta Dado que las cargas de cemento están fabricadas con mezclas bien dosificadas, su fraguado es muy seguro a partir del momento en que se produce la hidratación, evitando la necesidad de homogeneizar los componentes con la rotación del perno al momento de su c olocación. 2. Facilidad de colocación Como no es necesario realizar rotación de ningún tipo al colocar los pernos, la colocación se puede efectuar manualmente o en todo caso, con la misma herramienta de perforación. 3. Pérdidas mínimas en la manipulación Si se requiere, las cargas pueden ser cortadas después de su hidratación. Por otra parte, durante el transporte son poco sensibles a golpes y perforaciones. En caso de rotura de un cartucho, la mezcla no se esparce ni se pega a los otros envases, minimizando las pérdidas. 4. Toxicidad Las cargas cementantes son inocuas y no producen alergias ni vapores inflamables, por ser ellas mismas inertes. 5. Durabilidad del anclaje El comportamiento a largo plazo de los componentes de las cargas de cemento es altamente satisfactorio, lo cual representa una garantía de la persistencia del anclaje a través del tiempo. - Desventajas 1. Mayor tiempo de fraguado Aunque el fraguado inicia a los pocos minutos, los pernos anclados con cemento no ofrecen una resistencia considerable hasta pasadas dos o tres horas, lo que representa un inconveniente relativo, ya que sólo en casos excepcionales es imprescindible un anclaje inmediato. Por otra parte, el hecho de que el fraguado total se realice en varias horas, proporciona menos rigidez a las anclas y por ello será más fácil controlar la interacción entre el macizo rocoso y el sostenimiento. 2. Control del tiempo de hidratación Para que la relación agua / cemento de las cargas hidratadas esté lo más cercana a 0.3 (relación ideal), es preciso que el tiempo de hidratación no vaya más allá de los 2 minutos. En caso contrario, la relación agua / cemento aumenta considerablemente, produciendo una caída notable de la resistencia específica de la lechada de anclaje.



3. Necesidad de usar agua En algunas minas el uso del agua se encuentra reducida a su mínima expresión, tal y como es el caso de las explotaciones salinas. En tales casos y a pesar de que el consumo de agua necesario para la colocación de las cargas es muy pequeño, se deberá tener en cuenta las dificultades que plantearía en cada caso un suministro regular de agua. PERNOS DE ANCLAJE MECÁNICO El efecto benéfico que se obtiene al llenar completamente de resina o cemento el espacio anular que rodea al perno, puede convertirse en un grave inconveniente si los terrenos se plastifican. En caso de que los pernos de anclaje repartido estén trabajando en rocas muy deformables, tanto el perno como el mortero deben participar del movimiento de las rocas. Dicha participación es muy limitada ya que los morteros de cemento y las resinas admiten deformaciones pequeñas y frágiles. En estas condiciones, si el anclaje debe poseer una cierta flexibilidad, el mortero se romperá cuando el movimiento del terreno alcance un determinado nivel de deformación. De esta manera, las deformaciones tenderán a acumularse en puntos específicos del ancla, usualmente en el extremo exterior y en la separación de estratos, produciendo la ruptura del sostenimiento. Con la idea de evitar estos inconvenientes, se ha investigado desde finales de los años sesenta, con un perno-ancla que posea una curva característica para condiciones elastoplásticas. Esto significa que un perno se comportaría elásticamente, con pequeñas deformaciones hasta un determinado nivel de carga; pero si se supera ese nivel, el perno debería ser capaz de deformar a carga constante. A pesar del tiempo transcurrido, hasta ahora sólo se han encontrado soluciones parciales a este problema y al parecer, las mejor encaminadas son aquellas que basan la resistencia del ancla en un efecto m ecánico de fricción. PERNOS TIPO WORLEY Uno de los primeros intentos que tuvieron cierto éxito, lo desarrolló hace algunos años, Worley en Filadelfia EE.UU., para ser usado en las minas de carbón. El perno Worley mostrado en la figura 39, esta compuesto por dos semicilindros con su base generatriz ondulada. Cuando el conjunto se inserta en un barreno con el ancla extendida, es decir en contacto estrecho con las crestas de las ondulaciones y se aprieta la tuerca contra la arandela, habrá un desplazamiento de la barra inferior con respecto a la pieza ondulada, la cual se va forzando contra las paredes



del taladro. Si se afloja la tuerca y se golpea la punta del perno, se obtiene un efecto contrario que vuelve a extender el ancla, por lo que existe la posibilidad de reutilizar el ancla, a condición de que no esté dañada o demasiado oxidada. Según el US Bureau of Mines, con un par de apriete de 35 kg/m 2, se consigue que el perno Worley resista algo más de 15 toneladas de esfuerzo de tracción.

FIGURA 39 PERNO ANCLA TIPO WORLEY (Hoek & Brown, 1980) TUBOS RANURADOS TIPO SPLIT-SET En casi todos los pernos anteriormente descritos, el diámetro de la varilla es menor que el del taladro en que se alojará; sin embargo, en el caso de los "split-set" la varilla, que es estrictamente un tubo ranurado, posee un diámetro mayor al del taladro donde se va a colocar. Estructuralmente el ancla de fricción es un tubo de chapa de alta resistencia (calibre 2,3 mm ó 0,09") de 38 mm de diámetro (1½"), en longitudes de 1,20 a 1,80 m (4-6 pies), con una ranura 13 mm (½") a toda su longitud. En la punta exterior, el tubo lleva soldado un anillo, que tiene como finalidad el sujetar la placa base (150 x 150 x 6.5 mm) contra la roca. En el otro extremo, el tubo se adelgaza cónicamente para facilitar su introducción al taladro (figura 40). Para su colocación, el tubo se empuja mecánicamente para forzarlo dentro del taladro donde de hecho se deformará plásticamente, sirviendo el propio taladro de molde para dar la configuración final del ancla. De lo anterior resulta un contacto íntimo entre el tubo y las paredes del taladro, condición que impone una presión radial del ancla contra la superficie de la roca. Se considera que esta presión radial es una fuente de resistencia por fricción contra los movimientos de la roca (figura 41).



Los split-set han tenido buena aceptación, sobre todo en minas metálicas, debido a su facilidad de colocación y a que constituyen un sostenimiento temporal excelente que empieza a trabajar desde el primer instante después de su colocación ejerciendo por efecto de muelle, una presión sobre el macizo rocoso que resulta positiva en el aprovechamiento del efecto de dilatación.

FIGURA 40 TUBOS RANURADOS TIPO "SPLIT -SET"

FIGURA 41 COLOCACIÓN DE LOS "SPLIT-SET" (Ayala, Celada e Hidalgo, 1985)



Por otra parte, se debe señalar la gran versatilidad y operatividad de los split-set, ya que por ejemplo, realizan una excelente labor de drenaje, lo cual mejora notablemente la estabilidad de los terrenos y, si se desea suspender cargas de ellos, es posible colocar un nuevo tubo de menor longitud, dentro de uno ya colocado. Entre los inconvenientes que presenta este tipo de pernos, se puede citar su sensibilidad al diámetro de perforación del taladro que lo sustentará, problema que se puede solucionar con un control estricto y riguroso. Otro cuestionamiento deriva de la ambigüedad que plantea el cálculo del esfuerzo que realmente pueden soportar ya que en efecto, la fuerza máxima está limitada por la resistencia del tubo de acero, la cual supera ligeramente las 11 toneladas; pero en cada caso, es difícil conocer cual va a ser la resistencia efectivamente movilizada, ya que dependerá del movimiento radial de los terrenos hacia la galería y sobre todo de la longitud del perno que esté afectada por el movimiento. Otra cuestión que todavía no se ha resuelto, es la durabilidad del anclaje, ya que por un lado el split-set esta trabajando permanentemente como un muelle comprimido y, por otro, se sabe que el efecto de corrosión se desarrolla muy rápidamente en elementos sometidos a tensión. Otro problema es que los tubos no tienen ninguna protección contra la oxidación.

PERNOS TIPO SWELLEX Este tipo de pernos de anclaje están construidos a partir de un tubo de 41 mm de diámetro (15/8"), que se encuentra plegado longitudinalmente, de tal forma que su diámetro real es de 28 mm (1-1/8"). El tubo esta cerrado en ambos extremos mediante un manguito soldado, pero en uno de ellos se le practica un taladro de ¼" aproximadamente, a través del cual se le inyectará agua a alta presión con objeto de que se “hinche” el tubo previamente plegado. El diámetro de los taladros en los que se pueden colocar los swellex, varía entre 33 y 39 mm (1¼" a 1½"). En la figura 42, se presenta un diagrama esquemático de un perno tipo swellex. Dado lo reciente de la comercialización de estos pernos, su difusión ha sido muy restringida, salvo en los países del área de la península Escandinava, lugar de donde son originarios.



FIGURA 42 PERNO DE ANCLAJE TIPO "SWELLEX" (Ayala, Celada e Hidalgo, 1985) PERNOS DE OTROS TIPOS En los apartados anteriores se han descrito los diversos tipos de pernos de anclaje disponibles en el mercado mundial que han tenido y tienen mayor aplicación. No obstante, sin poder encuadrarlos dentro de las clasificaciones, es preciso describir dos nuevos tipos de pernos que han empezado a aparecer en la industria minera: los pernos de poliéster y los pernos de expansión inyectados, debido a la importancia que pudieran tener en algún tipo de aplicación en particular. PERNOS DE POLIESTER Los pernos de acero presentan el inconveniente de que no pueden ser fácilmente cortados por las máquinas de minado continuo sin correr el riesgo de dañarlas severamente, de tal forma que cuando se requiere el anclaje de una galería que posteriormente deba ser minada con equipos de corte, se crean serios problemas. El cas o anterior se presenta particularmente en los sistemas de minado subterráneo de carbón. Estas dificultades pueden ser evitadas



mediante el uso de pernos de madera, pero en contrapartida, la resistencia de este tipo de perno es muy pequeña. En la actualidad se han desarrollado pernos basados en resinas de poliéster armadas en fibra de vidrio, con características de tracción y flexión similares a las del acero, mientras que su resistencia al corte, choque y densidad son mucho menores. La resistencia al corte es aproximadamente cien veces menor que la del acero, lo cual hace que estos pernos sean fácilmente cortados por cualquier tipo de máquina o herramienta de minado, sin producir ningún daño en ella. Los pernos de poliéster no admiten mecanización y por lo tanto no pueden roscarse, razón por la cual hay que recurrir a un sistema mecánico para sujetar la placa base elaborada del mismo material. Si se requiere colocar tela o malla metálica, es recomendable usar una segunda placa base. En general, los pernos de poliéster presentan el mismo aspecto que los de madera. Su costo es aproximadamente 40% más alto que los de acero, pero resultan de gran utilidad cuando se desea reforzar un macizo rocoso que después deba ser arrancado con máquinas de minado continuo. PERNOS DE EXPANSIÓN INYECTADOS Cuando se desea sostener con pernos de anclaje obras o galerías de larga duración (socavones, niveles de acarreo, pozos inclinados, estaciones de bombeo, etc.) o cuando se trata de estabilizar terrenos muy conflictivos, se rec urre cada vez con mayor frecuencia a la utilización de pernos de expansión inyectados. Como se ilustra en la figura 43, estos pernos están constituidos por un perno de expansión clásico, al que se le han añadido dos pequeños tubos de goma (uno para la inyección de la lechada y el otro para la expulsión del aire contenido en el espacio anular) y un "cierre de boca", representado por un tapón de caucho de diámetro equivalente al espacio anular. Con el anclaje mecánico se puede lograr una carga inicial razonable, para realizar con posterioridad la inyección de la lechada de cemento una vez que se haya producido la deformación del terreno. El anclaje inicial puede realizarse también, utilizando un cartucho de resina o de cemento, ya que en este caso, al no requerirse del movimiento de rotación que mezcla los componentes de la resina, no se corre el riesgo de dañar los tubos de inyección y de salida de aire.



En cuanto a la inyección final, las condiciones en que se debe realizar dependen del objetivo que se desee lograr. En el caso más simple se tratará sólo de impedir la corrosión de la varilla del perno, por lo que una inyección de relleno con una presión mínima será suficiente. En terrenos fracturados y poco competentes, interesa que la inyección final refuerce las características resistentes del terreno, por lo que será necesario recurrir a presiones de inyección más elevadas. En general los pernos con inyección final se destinarán al sostenimiento de galerías y obras subterráneas de larga duración, tales com o las obras de infraestructura de la mina.

FIGURA 43 PERNO DE EXPANSIÓN INYECTADO

8.1.3 COMPARACIÓN ENTRE LOS PRINCIPALES TIPOS DE PERNOS-ANCLA A continuación se realizará una comparación entre los principales tipos de pernos de anclaje, atendiendo a los parámetros más importantes que definen la utilización de los sistemas. Por lo que se refiere a la durabilidad del sistema, los pernos fijados con adhesivos químicos, resinas o cemento, son los que proporcionan la mayor garantía, en tanto que surgen algunas dudas sobre la durabilidad del anclaje en el caso de los split-set y los swellex en cuanto puedan producirse problemas de corrosión. En lo referente a la mecanización de la colocación, resulta excelente para los tubos de fricción; muy buena si se emplean pernos de expansión y solo buena en los demás casos.



Otro parámetro importante es la longitud operativa, entendiéndose por ello la longitud máxima de los pernos que permite su colocación sin tener que disponer de medios especiales, obteniendo a la vez, rendimientos razonables. En este caso, los pernos anclados con cemento y los de anclaje puntual inyectado, por el hecho de poder colocarse sólo por percusión, tienen la mayor longitud operativa, la cual se puede cifrar en 8 m de longitud. Los pernos anclados con resina, al igual que los de expansión, en razón de la necesidad de disponer de un movimiento de rotación, empiezan a crear problemas cuando su longitud va más allá de los 6 metros. Los split-set presentan problemas de pandeo cuando superan los 4 metros de longitud. En el caso de los swellex, el fabricante ha limitado su longitud a 3 metros.

La garantía del anclaje inicial es muy buena en el caso de los split-set, swellex y pernos anclados con cargas de Cembolt. Ello se debe a que existen muy pocas posibilidades de conseguir un anclaje defectuoso por la simplicidad misma del proceso. En el caso de las resinas, es necesario garantizar una buena mezcla de los componentes químico para realizar la polimerización. Por ello aunque la confiabilidad del anclaje es elevada, este sistema no se considera a la altura de los anteriores. En cuanto al tiempo de actuación de los pernos desde su colocación, puede suponerse que es instantáneo en el caso de los split-set y los swellex y de algunos minutos en los otros tipos, con excepción de los anclados con cemento, en los que el fraguado completo se efectúa en 24 horas. La deformabilidad es uno de los parámetros más importantes cuando los terrenos a sostener son poco competentes. En este caso los pernos idóneos son los split-set y los swellex, al igual que los puntuales de expansión. Por lo que se refiere a las aplicaciones, hay que resaltar que cada tipo de perno tiene sus propias ventajas y desventajas, por lo que la selección deberá ser realizada muy cuidadosamente para cada caso en particular. Como orientación general cabe resaltar que los pernos anclados con resina o cemento son los de mayor aplicación en casi todos los casos. PLACAS DE REPARTO La placa de reparto (o placa base), es una parte muy importante del sistema de anclaje, la cual, además de realizar una función resistente específica, permite realizar un control visual del trabajo de los pernos ya que, habitualmente es en ésta donde se concentran los esfuerzos cuando el perno entra en carga. En el caso de los pernos de anclaje puntual, éstos aportan a la roca donde están colocados, una tensión que se transmite desde el sistema de anclaje en el fondo del barreno hasta la placa



base colocada en el extremo visible del perno. Resulta evidente que en este tipo de pernos, la placa de reparto juega un papel fundamental, ya que su deterioro acarrearía la pérdida total de tensión en el perno, lo que se traduc iría en un sostenimiento inútil. En los pernos de anclaje puntual es usual ponerlos en carga mediante la transmisión de una tensión previa, a través de la tuerca que sostiene la placa de reparto para que el esfuerzo del sostenimiento se manifieste antes de que las rocas se deformen. Esta tensión previa debe ser calculada para cada caso, debe ser admitida por la placa y debe ser estable a lo largo del tiempo. En el caso de los pernos de anclaje repartido, el esfuerzo del sostenimiento se transmite a la roca anclada mediante un fenómeno de adherencia entre el cementante utilizado, el vástago del perno y la roca en la que está colocado. En los sistemas utilizados para la colocación de los pernos de anclaje repartido, el mortero rellena íntimamente todas las grietas que se producen alrededor del barreno que alojara al perno, permitiendo que la transmisión de esfuerzos entre los elementos roca-mortero-perno sea perfecta y prácticamente independiente de la placa. Sin embargo, la placa juega un papel muy importante para mantener la estabilidad del techo superficial, cuyo deterioro produce un efecto psicológico negativo que se deberá evitar. En general las placas de reparto deben resistir solicitaciones de carga similares a la carga límite de los pernos. Si las placas no están adecuadamente dimensionadas, corren el riesgo de ser perforadas por las tuercas que las sujetan al perno, lo que las hará inservibles. Las placas de reparto deberán satisfacer las siguientes exigencias: 1. El conjunto perno-placa debe ser capaz de resistir, sin daño para el perno, un alargamiento igual a la expansión del terreno fortificado. 2. La placa debe alcanzar su límite elástico antes de que lo alcance el perno. Resulta evidente que una vez que la placa alcance en su deformación a la pared de la roca soportada, solamente se podrá hacer frente a la posible deformación de la roca, con la deformación del perno. Es necesario mantener como margen de seguridad la capacidad de deformación plástica del perno, la cual en muchos casos alcanza valores muy importantes. 3. La placa debe alcanzar la zona de gran deformación para un valor próximo al límite elástico del perno, de manera que la tensión previamente aplicada por el conjunto perno-placa durante todo el período de deformación de la placa, esté próximo al límite elástico del perno.



4. La placa debe ejercer el papel de rotula, debido a que es muy raro que puedan colocarse los pernos rigurosamente perpendiculares a la superficie por anclar. La figura 44 ilustra los cinco tipos de placas que se pueden conseguir en el mercado.

FIGURA 44 TIPOS DE PLACAS DE REPARTO (Ayala, Celada e Hidalgo, 1980)

9. HORMIGÓN PROYECTADO

El uso creciente del hormigón proyectado en túneles, pozos y demás obras subterráneas alrededor del mundo, ha obligado a los ingenieros a conocer esta técnica para aplicarla a sus problemas de estabilidad. El Instituto Americano del Concreto define la gunita (agregados finos) y el hormigón proyectado (agregados gruesos), como un mortero manejado a través de mangueras y neumáticamente proyectado sobre una superficie a alta velocidad. Se emplea inadecuadamente el término gunita, para referirse a la proyección de cemento y agregados como técnica de sostenimiento. Este mal uso del lenguaje tiene una explicación histórica que exige una definición precisa en el contexto actual. 9.1 ANTECEDENTES HISTÓRICOS DEL HORMIGÓN PROYECTADO El nacimiento del hormigón proyectado se remonta al invento del naturalista norteamericano Carl E. Akeley, quien en el año de 1911 obtuvo una patente para un aparato concebido cuatro años antes que permitía proyectar neumáticamente una mezcla de cemento y granulados finos.



El término "gunita" proviene del vocablo inglés "gun" que significa arma de fuego o pistola, por lo que el origen de la palabra habrá que buscarlo en la máquina que inicialmente se utilizó para el lanzamiento del material. El aparato que originalmente se le conoció como cement gun, funcionaba según el principio de las dos cámaras (figura 45). El sistema consistía en introducir la mezcla en la tubería de impulso, a través de dos cámaras presurizadas alternativamente. El nuevo producto fue comercializado rápidamente por la empresa Cement Gun Company , quien le asignó la denominación protegida por patente de "gunita". El mortero proyectado se utilizó desde entonces para los revestimientos de trabajos de mampostería de obras de hormigón armado y de rocas. Muy pronto la casa americana, cuya sede se encontraba en Allentown Pennsylvania, desarrolló una actividad comercial muy extensa que se extendió a todo el mundo hacia el año de 1920. En Alemania, un colaborador de la Cement Gun Company americana fundó en 1921, la sociedad Torkret GmbH, que utilizaba máquinas de dos cámaras similares a las de la casa matriz. El procedimiento de proyección se propagó rápidamente en Europa donde sirvió ante todo, para la reparación y el refuerzo de obras defectuosas de hormigón o de mampostería y para el revestimiento de construcciones hidráulicas y de galerías mineras. La máquina de dos cámaras (figura 45) sólo permitía la proyección de granulados de un tamaño máximo de 10 mm. El aumento de la granulometría fue posible a partir del año de 1947, con la aparición de un nuevo tipo de máquina desarrollada por el mecánico suizo Georg Senn, fundador de la compañía Spribag, hoy conocida como Aliva. El aparato de Senn utilizaba un tornillo de Arquímedes, el cual levantaba la mezcla en seco del fondo de una tolva abierta, hasta el orificio de la tubería de impulso. Conocida como máquina de tornillo, este aparato permitía la proyección de granulados normalmente húmedos, hasta un tamaño máximo de 25 mm. (figura 46)



FIGURA 45 MÁQUINA LANZADORA DE DOBLE CÁMARA (Birön & Arioglu, 1987) En la misma época en que se extendió la utilización de las máquinas de la Cement Gun Company, el ingeniero Akeley empleó la gunita en el revestimiento de galerías de mina. A titulo informativo, se puede citar que en 1919 se construyeron con gunita en la Unión Americana, unas lanchas de desembarco que 25 años después estaban en buen estado. Igualmente cabe citar que en el mismo año se construyeron en el norte de Michigan, unos muros que, al ser revisados en 1930, se encontraban en perfectas condiciones a pesar de haber estado sometidos durante 21 años a muy bajas temperaturas. La popularidad de la gunita como elemento de sostenimiento se ha desarrollado a partir de finales de los años cincuenta, paralelamente a la expansión del llamado Nuevo Método Austríaco para la construcción de túneles, cuyo principio fundamental es conseguir que la roca sea el principal elemento de sostenimiento, realizando la excavación y su sostenimiento de tal forma que el macizo rocoso y el sostenimiento empleado, puedan deformarse para que el nivel tensional que corresponde al equilibrio, sea el más bajo posible. Esta filosofía constructiva implica un buen conocimiento del macizo rocoso, la utiliz ación de sostenimientos deformables ("flexibles") y su optimización mediante medidas de control. Desde este punto de vista, se



explica la expansión del hormigón lanzado ya que una de las características más importantes, es su versatilidad, lo cual esta de acuerdo con los principios del Nuevo Método Austríaco.

Figura 46 LANZADORA DE CONCRETO PARA MEZCLAS HÚMEDAS (Birön & Arioglu, 1987) DEFINICIONES Después de la exposición histórica que se ha hecho, no es de extrañar que muchas veces se consideren sinónimos los términos "gunita" y "hormigón proyectado". Sin embargo, en el estado actual de conocimientos, estos términos pueden definirse con gran precisión. - HORMIGÓN PROYECTADO (“SHOT-CRETE”) Es un hormigón con agregados estériles de granulometría mínima de 8 mm, que se coloca por lanzamiento a través de una tobera. Las especificaciones del hormigón proyectado están definidas en la norma DIN 18551 y las del American Concrete Institute (A.C.I. 506-66). - GUNITA Es un mortero con agregados estériles finos cuyo tamaño máximo es de 4 mm. Para su colocación se emplean mangueras y toberas, las cuales lo proyectan neumáticamente a alta velocidad sobre la superficie que se desea recubrir.



Actualmente la tendencia es emplear el hormigón proyectado como elemento estructural de alta resistencia, con agregados en tamaños comprendidos entre 10-20 mm. La gunita se utiliza fundamentalmente para labores de reparación y/o cuando se desea conseguir efectos de protección superficial, más que una acción resistente. 9.2 APLICACIONES DEL HORMIGÓN PROYECTADO A la fecha, infinidad de autores han escrito un buen número de artículos y publicaciones para tratar de explicar la forma en que trabaja el hormigón proyectado. A manera de resumen, a continuación se describirán algunas de esas funciones. 1. Aislamiento de la superficie de roca expuesta La capa de hormigón proyectado tiende a impedir el movimiento de humedad, aire y cambios de temperatura hacia la superficie de la roca; impidiendo el deterioro o descomposición de la roca expuesta por efecto meteórico. 1. Preservación de la resistencia de la roca El hormigón proyectado preserva las propiedades físicas de la roca, ayudándola a autosoportarse. Sus mecanismos de operación incluyen: a)

Soporte inmediato, el cual minimiza el aflojamiento de las capas de roca.

b)

Soporte continuo sobre todo el perímetro excavado.

c)

Después de aplicado, queda una superficie uniforme que por su geometría, permite una distribución más favorable de los esfuerzos.

3. Soporte de bloques individuales de roca El hormigón al quedar adherido a la roca del techo y a los hastíales, puede sujetar bloques individuales bajo la acción de su resistencia a la tensión, al cortante y a la flexión, sobre todo en las áreas en que el concreto une las fracturas o discontinuidades y planos a lo largo de los cuales la roca tiende a deslizar y caer. 4. Desarrollo de un arco o anillo estructural Un hormigón proyectado de espesor considerable (> 3") que sigue el contorno de la abertura excavada, trabaja como un soporte estructural que tiene la capacidad suficiente para resistir las presiones del terreno.



9.3 CONSIDERACIONES EN LA SELECCIÓN DEL HORMIGÓN PROYECTADO COMO ELEMENTO DE SOPORTE ¿Que es lo que permite que una capa de hormigón proyectado de unos pocos centímetros de espesor pueda sustituir los tradicionales soportes de madera, acero, mampostería o concreto? Los principales factores que hacen posible lo anterior, son en orden de importancia, los siguientes: 1.

Los aditivos o acelerantes producen un fraguado muy rápido y una temprana resistencia del concreto.

2.

La aplicación inmediata del hormigón proyectado, disminuye el aflojamiento de la roca después de una "pega".

3.

Se admite que deberá permitirse algún tipo de desplazamiento, si se desea disminuir en lo posible la carga del terreno sobre el sistema de reforzamiento; y a menos que este desplazamiento se pueda controlar, se manifestarán movimientos intolerables de la masa rocosa. Una capa de hormigón proyectado aplicada a tiempo, tiene flexibilidad suficiente como para deformarse conjuntamente con la roca, contando con la resistencia necesaria para mantener la estabilidad del lugar.

4.

Al penetrar el hormigón entre las fracturas y planos de estratificación de la roca, éste realiza una función de liga, incrementando la resistencia al deslizamiento o efectos de esfuerzos cortantes.

Para que el hormigón proyectado rinda buenos resultados, su interacción con la roca debe ser tal que impida el movimiento continuo de ésta. La función real del hormigón proyectado, es más bien de colaboración con la roca, manteniendo el equilibrio de ésta alrededor de la excavación y reforzando su capacidad de autosoporte, en lugar de tratar de reemplazar las propiedades de sos tenimiento de la roca que se removió durante los trabajos de excavación. En Resumen: El objetivo del hormigón proyectado no es el de tomar por él mismo la carga total de la roca, si no el de emplear y activar a la roca misma como un miembro soportante.



IDENTIFICACIÓN DEL PROBLEMA DE SOPORTE Si se está considerando el uso del hormigón lanzado en alguna excavación subterránea, quiere decir que se está presentando un problema de soporte o que se pretende anticipar a un problema potencial de estabilidad. La identificación del problema es el primer paso que se debe dar en la solución. La mayoría de los problemas de soporte caen dentro de alguna de las siguientes cuatro clasificaciones. 1. Deterioro de la superficie de roca expuesta En este caso, la roca en su mayor parte es autosoportable o bien se ha instalado un sistema de soporte tal como anclas, acero o madera. Aun así, si el área de roca localizada entre las anclas o cabezales tiende a aflojarse y caer después de cierto tiempo de exposición, el fenómeno puede estar originado por: a. El aire de ventilación y los cambios de temperatura humedecen y resecan la roca expuesta. b. Los escurrimientos de agua alteran la composición de la roca. Estos problemas de deterioro de la roca pasan a ser problemas de saneo, los cuales con el tiempo hacen necesario el empleo de alguna técnica de soporte o inducen el aflojamiento del soporte originalmente instalado. 2. Aflojamiento de la roca Esta clase de problemas de refiere a aquellos casos en los cuales la roca del techo tiende a aflojarse a lo largo de los planos de discontinuidad existentes, para luego caer bajo la acción de su propio peso sobre el piso de la obra, sobre alguna persona o sobre algún equipo; por lo que se deduce que habrá un cierto espesor de roca floja que deberá ser soportado. Este caso es muy común en obras tales como rampas, niveles y accesos, donde los fenómenos de meteorización y deterioro por contaminación atmosférica son más frecuentes. El problema comprende aflojamientos que van desde unos pocos kilogramos de roca, hasta desprendimientos repentinos de varias toneladas de material. 3. Esfuerzos aplicados a la roca, mayores que su resistencia Estos problemas involucran casos en que los esfuerzos o concentraciones de esfuerzos actuando en la roca rebasan su resistencia, causando que el material rocoso falle. La naturaleza del fallo depende del grado de sobreesfuerzo y de las características estructurales de la roca. El fenómeno abarca desde el estallamiento de pequeños fragmentos



de roca, hasta grandes volúmenes. También la velocidad del fallo podrá variar de lento (varias semanas) a muy rápido (algunos minutos), dependiendo de la magnitud de los esfuerzos. 4. Roca o suelo expansivo El problema se presenta en rocas o terrenos que contienen elevados porcentajes de arcilla. La arcilla cuando absorbe humedad aumenta de volumen, dilatando los planos de estratificación que la contienen. La ventilación de la mina hace que la arcilla pierda humedad, con lo que su volumen se ve reducido. La pérdida de volumen a su vez, hace que disminuya la cohesión en la roca, que es lo que finalmente produce su fallo. CONTROL DE CALIDAD DE LOS MATERIALES Los estándares de calidad aplicados normalmente en al concreto ordinario, son aplicables a los materiales usados en el hormigón proyectado (agregados, cemento, acelerantes y agua). Antes de dar inicio formal a los trabajos de hormigón proyectado, es necesario establecer un control de calidad y un programa de los materiales a emplear; por lo que resultará conveniente: 1) .Seleccionar el tamaño adecuado de los agregados y su contenido de humedad. 2) Seleccionar el tipo de cemento y aditivos. 3) Correr algunas pruebas en paneles experimentales. 4) Obtener registros de resistencias a compresión a los 7, 14 y 28 días a partir de testigos cilíndricos o cúbicos. 5) Entrenar al personal encargado de la operación en el manejo y mantenimiento del equipo, incluyendo la manguera de proyección.

CARACTERÍSTICAS DE LOS MATERIALES 1. Cemento Generalmente se utiliza cemento Pórtland, que conforma los mismos requerimientos del hormigón ordinario. Por regla general se emplean dosificaciones proporcionales de cementoagregados en el orden de 3:1 a 5:1, o sea, de 385 a 550 kg. de cemento por metro cúbico de agregados. Habrá que tener presente que debido al efecto de "rebote", la granulometría del hormigón proyectado pierde tamaños gruesos, por lo que será conveniente enriquecer la mezcla en cemento, en una proporción que puede estimarse en unos 50 kg/m 3. 2. Agregados Los agregados deberán estar bien graduados, libres de arcillas (en lo posible), con una humedad comprendida entre el 4 y el 8%, un contenido un mínimo de partículas aplanadas



(para proporcionar buena dens idad), resistencia a la compresión, resistencia a la tensión y un rebote mínimo. Los agregados finos permiten una buena adherencia a la superficie recubierta y los gruesos dan consistencia a la mezcla. La densidad puede quedar entre 2,4 y 2,7 ton/m 3. Mezclas muy húmedas provocarán taponamientos, en tanto que mezclas muy secas aumentan la cantidad de polvo durante el lanzado, además de reducir la compactación. La proporción entre agregados gruesos y finos, debe ser del orden de 40% (gruesos) y 60% (finos). A continuación se muestra una tabla granulométrica recomendada, donde deberá buscarse la manera de no obtener más del 30% de material de un mismo tamaño comprendido entre dos rangos consecutivos.

TAMIZ

TAMIZ

PORCENTAJE

(pulgadas)

(mm)

TAMIZADO

3/4

20.00

100

1/2

12.70

80-95

3/8

10.00

70-85

# 4

4.75

50-65

# 8

2.36

35-50

# 16

1.18

20-35

# 30

0.60

10-22

# 50

0.35

5-13

# 100

0.15

2- 8

# 200

0.07

0.15



100 90 80 70 60 50 40 30 20 10 0 200

100

50

30

16

8

4

¾ TAMAÑO DEL TAMIZ 3. Agua El agua que debe emplearse para la mezcla del hormigón proyectado o gunita, debe cumplir las especificaciones que se exigen para el agua con la que se elabora el hormigón ordinario, evitando concentraciones elevadas de substancias ácidas o básicas, arcilla, limo, aceite, etc. El agua tiene una acción directa sobre la resistencia del hormigón y sobre su docilidad. En general hay que respetar el hecho de que el hormigón proyectado se mantenga en su sitio una vez colocado. Este es un indicador muy importante, ya que la experiencia indica que si se supera una relación agua / cemento de 0,45, el hormigón se escurrirá sobre las superficies verticales, mientras que por otro lado, si la relación agua / cemento es inferior a 0,35 se producirá tal cantidad de polvo que será imposible una operación saludable, obligando al

½



obrero a aumentar rápidamente la dosificación de agua, perdiendo muy probablemente la proporción adecuada. Así se ha podido comprobar que un operario experimentado, puede mantener una relación agua / cemento entre 0,8 y 0,40. 4. Acelerantes Casi siempre las mezclas para operaciones de gunitado o de hormigón proyectado, contienen un aditivo para acelerar el fraguado. Para este fin, existen aditivos de dos clases: líquidos o en polvo. Los aditivos comerciales en polvo, evitan la disminución de la resistencia del hormigón y aportan propiedades plastificantes y anticorrosivas cuando se aplican en proporciones comprendidas entre el 3 y 7% del peso del cemento. Las dosificación de los acelerantes líquidos deberá ser del orden del 25% del volumen de agua de la mezcla. Los acelerantes pueden dosificarse manual o mecánicamente, pero deben ser añadidos a la mezcla en el lugar de trabajo y con el debido cuidado, a fin de obtener una mezcla homogénea con el cemento y los agregados. Es importante que la mezcla final se elabore con anticipación para evitar que los aditivos reaccionen con el cemento y la humedad de los agregados antes de hacer el lanzado 5. Armaduras Hay que tener presente que tanto el hormigón proyectado como la gunita poseen una resistencia a la tracción muy pequeña y por ello, cuando deben ejercer un papel estructural, es necesario colocar las armaduras correspondientes. Debe admitirse que el hormigón proyectado debe necesariamente “armarse” si su espesor supera los 7 cm (3"). En espesores menores ejercerá un papel de revestimiento, por lo que no será necesario armarlo. Sin embargo habrá que tener presente que cuando el hormigón armado trabaja como revestimiento en macizos rocosos, hay que colocar previamente el sostenimiento estructural (anclas o cuadros), para prevenir la caída de bloques con el consecuente peligro que esto involucra. Figura 47. Normalmente las armaduras están constituidas por mallas electrosoldadas, con diámetros de alambres comprendidos entre 3 y 8 mm y claros mínimos de 100 mm en la malla. En general no es conveniente que las mallas del armado estén totalmente pegadas a la roca que va a recibir la proyección del hormigón, ya que en ése caso, fácilmente se producirán discontinuidades con una adherencia mínima al amparo de las propias armaduras. MÉTODOS DE COLOCACIÓN Los métodos de colocación del hormigón proyectado (figura 48) se clasifican según el tipo de flujo de los materiales en las mangueras de transporte, en los siguientes tres procedimientos:



1. VÍA SECA Los agregados y el cemento se transportan mediante aire comprimido, añadiendo en la tobera de proyección el agua y los aditivos. Este procedimiento se conoce también como flujo diluido. Con las máquinas actualmente en el mercado, se pueden alcanzar distancias de transporte de unos 300 m con una velocidad de proyección comprendida entre los 60 y 70 m/seg. 2. VÍA HÚMEDA El hormigón se debe preparar antes de su trans porte, el cual se hace mediante aire comprimido. En la tobera de proyección se añade un poco de aire para acelerar el producto. Este procedimiento se suele llamar también en algunos lugares flujo de tapones. La distancia de transporte generalmente es de unos 30 m y la velocidad de proyección del orden de 30 m/seg. 3. FLUJO DENSO En este método el concreto también se debe preparar antes de proceder a su transportación, la cual se efectúa por medio de bombeo. En la tobera de proyección se inyecta aire comprimido para lanzar el hormigón. La distancia de transporte suele estar comprendida entre 60 y 80 m y la velocidad de proyección alcanza entre 8 y 12 m/seg. Este proceso también se conoce con el nombre de vía húmeda en flujo denso.

FIGURA 47 GALERÍA SOSTENIDA CON ARCO RÍGIDO Y CONCRETO LANZADO (Biron & Arioglu, 1987)



El proceso por "vía seca" es el que se ha implantado hasta ahora en la mayoría de las aplicaciones, fundamentando su empleo en las siguientes razones: 1. La distancia de transporte es casi cuatro veces más a la que se consigue con los otros sistemas, lo que produce una importante ganancia de tiempo y mano de obra. 2. La velocidad de salida de una mezcla seca alcanza más de 60 m/seg. La energía cinética produce una mejor penetración de partículas muy finas y de la lechada de cemento en poros y fisuras microscópicas de la superficie base, logrando así una superficie específica muy superior, una íntima unión y una alta adhesión. 3. El hormigón proyectado por vía seca permite utilizar agregados de mayor tamaño. 4. El sistema por vía seca deja sólo un 5% del volumen en poros, lo que representa una cifra muy buena. El hormigón proyectado por vía húmeda tiene un volumen de poros entre 12-13%. Si los poros son capilares, el hormigón vía húmeda es mucho menos impermeable, lo que permite la filtración de una mayor cantidad de agentes ambientales nocivos, que carbonizan el cemento y lo destruyen.

FIG. 6.48 MÉTODOS DE TRANSPORTE PARA HORMIGÓN LANZADO (Ayala, Celada e Hidalgo, 1980)



El inconveniente principal que se le imputa a este procedimiento, es la producción de polvos, respecto a lo cual hay que señalar que se han hecho progresos importantes en años recientes orientados hacia las siguientes acciones: 1.

Realizar la adición del agua a unos tres metros antes de la salida de la boquilla de proyección, con lo cual se consigue una mejor humidificación de los componentes.

2.

Añadiendo una parte del agua necesaria en la propia máquina de proyección, se consigue que el proceso se convierta en semi-húmedo, con lo cual también se mejora notablemente la distribución del agua y se disminuye la generación de polvo.

3.

Eliminación de las partículas de roca susceptibles de producir silicosis (diámetros inferiores a 5 micras), añadiendo a la mezcla seca aditivos especiales en proporción del 0,3% del peso de cemento. Con lo anterior se puede llegar a concentraciones de partículas menores de 5 micras, en el orden de 2 mg/m 3 de aire, lo cual resulta bastante satisfactorio.

La principal ventaja del procedimiento por vía húmeda, radica en que se produce mucho menos polvo, lo cual es evidentemente cierto. Otro argumento importante radica en el mejor control de la relación agua / cemento, pero hay que tener presente que un hormigón bombeable lleva por regla general, un factor agua / cemento de 0,5 y una cantidad de cemento de 425 kg/m 3. Como ya se ha indicado. Por vía seca resulta muy fácil conseguir una relación agua / cemento comprendida entre 0,38 y 0,40 que resulta ser la m as favorable. Frente a estas ventajas, se debe señalar el grave inconveniente que supone unas distancias de transporte muy reducidas y la escasa velocidad de proyección, que incide en las características mecánicas del hormigón. A todo esto habrá que agregar el costo más alto del equipo que hay que usar en los procesos de vía húmeda. Por todo lo anterior, se explica razonablemente que el método de vía seca sea el que tiene mayor aceptación hoy en día. Una vez que se han establecido las características más importantes del hormigón proyectado, es necesario considerar algunos aspectos importantes de utilización, tales como la preparación de la superficie, el porcentaje de rebote del material proyectado y los rendimientos PREPARACIÓN DE LA SUPERFICIE La superficie sobre la cual se va a proyectar deberá lavarse con agua y aire comprimido, con objeto de eliminar el polvo y materiales extraños, que de alguna forma interfieran con la buena operación y con los parámetros de adherencia. Si el macizo rocoso se degrada por efecto del



agua de lavado o presenta gran cantidad de fisuras, será recomendable realizar la proyección del material directamente, es decir, sin intentar lavar la superficie. En cualquier caso, deberán eliminarse por medio de una sencilla operación de saneo, para los desprender los "costerones" , “lajas” o lisos que pudieran estar flojos o semi sueltos. REBOTE DEL MATERIAL PROYECTADO Una de las dificultades más importantes que presenta el uso del concreto proyectado, son las "pérdidas por rebote", mismas que se definen como el peso del hormigón proyectado que rebota de la superficie de aplicación, expresado en porcentaje del peso total del hormigón proyectado. A manera de orientación, la siguiente tabla muestra algunos de los valores característicos del rebote en diferentes tipos de aplicaciones.

TIPO DE SUPERFICIE DE PROYECCIÓN

REBOTE NORMAL (%)

Superficies horizontales

5.0-10.0

Superficies inclinadas

15.0-18.0

Superficies verticales

15.0-20.0

Bóvedas y techos

20.0-30-0

El rebote en la proyección del hormigón, depende de los siguientes factores: La cantidad de agua. La cantidad de agregados. La granulometría de los agregados. La velocidad de proyección. La destreza del operador que proyecta. La velocidad inicial del fraguado. (proporción de acelerante empleado) La cantidad de humedad o agua presente en la superficie de proyección. Ángulo de impacto en la proyección. Espesor de la capa aplicada. Distancia entre la tobera de proyección y la superficie de aplicación. De todos los factores listados, posiblemente el de mayor influencia sea la destreza del operador, por lo que resulta altamente recomendable antes de la realización de un trabajo con hormigón proyectado, adiestrar perfectamente al personal ensayando las técnicas de proyección sobre una estructura preparada en el exterior.



Por lo que se refiere al ángulo de impacto con la superficie de aplicación, el menor rebote se consigue cuando éste se acerca a los 90o. Esta condición no sólo es importante por el ahorro de material que representa, sino porque así se consigue el mejor acabado superficial del hormigón. En estas condiciones se puede lograr, con la habilidad necesaria, un rebote comprendido entre el 10 y el 12%. La siguiente tabla señala algunos valores de rebote, para diversos ángulos de incidencia.

ÁNGULO DE INCIDENCIA SOBRE LA SUPERFICIE

REBOTE NORMAL (%)

o

10.0-12.0

o

16.0-21.0

o

18.0-24.0

90 60 30

Para que el rebote sea mínimo, la distancia entre la tobera de proyección y la superficie debe estar comprendida entre 0,60 y 1,50 m con 1,00 m como la distancia ideal. Para una distancia de 1,00 m proyectando normalmente (90o) a la superficie de aplicación, el rebote puede ser de un 10%, pero si la distancia aumenta o disminuye 25 cm fuera del margen señalado, el rebote superará fácilmente el 25%. Sin embargo, cuando se deba proyectar hormigón sobre armaduras (malla ciclónica), es conveniente reducir la distancia de proyección por debajo de los 0,60 m con objeto de que el concreto rellene perfectamente bien el espacio que rodea a las armaduras y no se dejen "zonas de sombras" que producirán discontinuidades en el hormigonado. MALLA DE ALAMBRE La malla de alambre, en conjunto con los pernos de anclaje, se usa para retener pequeños fragmentos de rocas sueltas o como refuerzo para el hormigón proyectado. En las excavaciones subterráneas se utilizan en general dos tipos de malla: la malla de eslabones o tela de gallinero y la malla electrosoldada. MALLA DE ESLABONES Este tipo de malla es el que generalmente se emplea para la construcción de cercas de alambre y gallineros. Consiste en una retícula elaborada con alambres entretejidos entre sí, que en apariencia forma "eslabones". El alambre puede estar galvanizado como una medida preventiva contra la corrosión. Por su forma de "tejerse", resulta bastante flexible y resistente a la tracción. Usualmente se comercializa en "telas", con retículas de aproximadamente 5 cm de lado. Para su colocación en las paredes y techos de las obras, se despliegan siguiendo el contorno de la superficie donde van a actuar, sujetándose con pernos -ancla, generalmente de



fricción (split-set) o del tipo "anclaje puntual". Cuando se sueltan fragmentos de roca relativamente pequeños, éstos quedan atrapados en la malla, la cual puede llegar a soportar cargas que, dependiendo del espaciamiento que se tenga entre los puntos de fijación, podrán llegar a ser considerablemente altas. A pesar de que la malla de eslabones en ocasiones se usa como armadura de refuerzo para la aplicación del hormigón proyectado, su empleo no resulta recomendable debido a la dificultad que representa el hacer pasar el concreto por la retícula de la malla. MALLA ELECTROSOLDADA Este tipo de malla es la recomendable para reforzar el hormigón proyectado. Consiste en una retícula de 100 x 100 mm formada con alambres de acero en calibres que varían de 3 a 8 mm, soldados en sus puntos de intersección. Una malla diseñada para uso en obras subterráneas, se forma con alambres de 4,2 mm de diámetro, (comercialmente se conoce como malla 100 x 100 x 4,2) y se entrega en secciones que pueden ser fácilmente manejadas por uno o dos hombres. Generalmente la malla soldada se fija a la roca mediante una segunda placa de retén y una tuerca, colocando todo el conjunto sobre el ancla previamente fijada a la superficie de recubrimiento. El anclaje intermedio se asegura con anclas cortas cementadas o de concha de expansión. Se requiere una cantidad suficiente de anclas intermedias para que la malla sea colocada adecuadamente c ontra la superficie de la roca. La malla resulta vulnerable a los fragmentos de rocas que se proyectan durante el proceso de detonación, los cuales la pueden dañar severamente, por lo que resulta recomendable demorar su instalación hasta que las voladuras se encuentren lo suficientemente lejanas como para evitar dichos daños. Si lo anterior no resulta posible por razones de seguridad o de necesidad de sostenimiento rápido, habrá que proteger con colchones a la malla instalada. La malla rota se puede reemplazar fácilmente mediante el recorte de la porción dañada y la colocación de malla nueva con un traslape generoso, para asegurar la continuidad del refuerzo. La malla soldada, tiene la ventaja de no "recorrerse" cuando sufre daño, como ocurre con la malla de eslabones. Por regla general, la malla electrosoldada no está protegida con un baño galvánico, por lo que también resulta vulnerable a la corrosión si no se recubre perfectamente con el hormigón proyectado por lo que habrá que prestar especial atención a la operación de proyección para evitar la formación de "bolsas de aire" por detrás de la malla o por detrás de los puntos de intersección, ya que esto promoverá la oxidación de los alambres. Lo anterior se logra mediante el movimiento constante de la tobera de lanzado, para hacer que el ángulo de impacto varíe y que el concreto pueda penetrar por detrás de la malla.



10. EL RELLENO COMO MATERIAL DE SOPORTE Los problemas involucrados en la estabilidad de las minas y en la estabilidad de otro tipo de trabajos relacionados con las excavaciones, son idénticos desde el punto de vista de condiciones estáticas y muchos de los factores que contribuyen a dicha estabilidad, son también susceptibles de contribuir a la resistencia de los materiales bajo condiciones de carga dinámica, como por ejemplo, roca fragmentada estéril, arenas de lavaderos o cualquier otro tipo de material de relleno. La designación de "relleno", involucra tanto a los materiales empleados para la operación, como todos los pasos necesarios que se requieren para rellenar los huecos que fueron producidos por las excavaciones realizadas con anterioridad dentro de la mina y que fueron ejecutadas con objeto de extraer los valores minerales c omerciales de un yacimiento. El relleno tal y como se aborda en este capítulo, constituye un sistema más de fortificación, ya que en los casos específicos en los que se emplea, ayuda al control del techo y de los hastíales del área excavada, siempre que se coloque inmediatamente después de realizada la excavación. Los sistemas de relleno generalmente se emplean para fortificar los grandes huecos producidos por la explotación de materiales pétreos de interés comercial, donde los hastíales y techos formados por la roca encajante no son estructuralmente auto-soportables. Algunos métodos de laboreo de minas subterránea emplean el relleno como parte integral del sistema, tal y como es el caso específico del sistema de "corte y relleno" (cut and fill). En algunas minas, casi el 100% del tonelaje minado se reemplaza por material estéril de relleno después del minado. Los métodos de relleno se utilizan cuando la excavación no puede permanecer abierta por períodos largos de tiempo después de que el material fragmentado ha sido retirado del tajo. Cuando se requiere de un método de soporte continuo, los sistemas de relleno resultan adecuados, sobre todo si se combina con cuadros conjugados o con cualquier otro tipo de soporte de madera. Después de que el mineral ha sido retirado y extraído del tajo, se inician las operaciones de introducir el relleno que ocupará el espacio abierto dejado por el mineral y que proporcionará soporte a los hastiales de la obra y un nuevo piso de trabajo, a partir del cual se iniciará el minado del siguiente corte. VENTAJAS DEL RELLENO COMO MATERIAL DE SOPORTE 1. Minimiza la aparición de fallas estructurales en el techo y hastiales del tajo. 2. Permite el minado de yacimientos minerales irregulares. 3. Permite el empleo de técnicas de minado altamente mecanizadas.



4. Baja la dilución del mineral debido al desprendimiento de material estéril de los hastiales. 5. Proporciona pisos planos y nivelados para el trabajo de hombres, materiales y equipo. 6. Permite el minado de yacimientos a grandes profundidades. 7. Incrementa las reservas minerales ya que los pilares de soporte pueden ser recuperados. 8. Evita tener que dejar mineral con valor dentro de los tajos. 9. Proporciona un mejor control para la ventilación de la labor. 10. Proporciona espacios adecuados para depositar los materiales estériles del lavadero (presas de residuos) y de la mina (escombreras), los cuales en otras circunstancias tendrían que ser evacuados y colocados en áreas superficiales con el consecuente deterioro ambiental y ecológico. FUENTES DE ABASTECIMIENTO PARA MATERIALES DE RELLENO En virtud de que los requerimientos de material de relleno son considerablemente grandes, se deberán utilizar todas las fuentes de abastecimiento disponibles para poder proporcionar los volúmenes que demanda un sistema de explotación minera que necesite este tipo de material de soporte. Los materiales utilizables como relleno en la mayoría de las operaciones mineras en el mundo, pueden ser categorizados de la siguiente manera: 1. Roca estéril fragmentada 2. Arenas clasificadas producto del desecho de los lavaderos de minerales 3. Pastas (“arenas de lavadero”, cemento y agua en proporciones muy densas) 4. Material de aluvión proveniente de los lechos de ríos y arroyos 5. Material misceláneo (escorias granuladas de fundición, arenas secas, gravas, etc.). La roca estéril puede ser generada en el interior de la mina cuando se realiza la perforación de una labor en material carente de valor de las obras de desarrollo, transportado al interior de los tajos por medio de "coladeros" comunicadas de nivel a nivel (figura 49) por coladeros construidos como fuente de abastecimiento en el interior del mismo tajo, ya sea "al techo" (figura 50), "al muro" (figura 51) o bien obtenido de fuentes externas desde la superficie (canteras, bancos “de préstamo” de roca o arena), para ser introducido a la mina por medio de chimeneas o coladeros. En esta última categoría se puede incluir al sis tema de minado llamado "glory-hole", siempre y cuando se realice en estéril (figura 52). La distribución del material para nivelarlo dentro del tajo se realiza por regla general con cuchillas de arrastre (scrapers).



FIGURA 49 COLADEROS DE NIVEL A NIVEL (López A., 1973)

FIGURA 6.50 ESCOMBRERA "AL TECHO" (López A., 1973)



FIGURA 51 ESCOMBRERA "AL MURO" (López A., 1973) Las arenas que vienen del proceso metalúrgico, se han convertido en los últimos años, en el material de relleno mas difundido en operaciones subterráneas. Algunas veces se combina con otro tipo de materiales como arenas y gravas aluviales, roca fragmentada, etc. Rellenos con arenas ("frescas" o “repulpadas”), se clasifica en instalaciones superficiales, desde donde se transporta al interior en forma de lodos, a través de redes de tuberías y taladros perforados en la roca para distribuirse a los diferentes niveles y tajos (figuras 52,53, 54 y 55).

FIGURA 52 RELLENO DE ARENAS CON ELIMINACIÓN DE AGUA POR FILTRACIÓN (López A., 1973)



FIGURA 53 RELLENO DE ARENAS CON ELIMINACIÓN DE AGUA POR DECANTACIÓN (López A., 1973)

FIGURA 54 COLOCACIÓN DE LA TELA FILTRANTE EN LAS CHIMENEAS DE DECANTACION (López A., 1973) En la preparación de las arenas para relleno, éstas deberán reunir características específicas en cuanto a granulometría se refiere, razón por la cual las arenas repulpadas y las “colas” finales de flotación, deberán recibir un tratamiento previo de clasificación con objeto de eliminar hasta donde sea posible todo el material de granulometría más fina. Los "finos" o "lamas" resultan indeseables en los sis temas de relleno con arenas (o rellene hidráulico), debido a que durante su asentamiento forman horizontes impermeables que impiden la eliminación del agua que se usó para transportar las arenas. Para que el rellene pueda actuar como elemento de



soporte, el material en suspensión deberá asentarse y compactarse por su propio peso, por lo que es necesario filtrar o decantar el agua excedente. (figuras 53 y 54)

FIGURA 55 DETALLE DE LOS ENSAMBLES EN LAS CHIMENEAS (López A., 1973)

Las plantas para el tratamiento de las arenas de relleno, usualmente están equipadas con hidrociclones clasificadores que separan el material grueso (arenas) del material fino (lamas), tanques agitadores (para mantener las arenas en suspensión), tanques almacenadores (para acumular en suspensión las pulpas clasificadas antes de ser enviadas a la mina), equipos de bombeo para lodos y los controles necesarios para regular el flujo de la pulpa en las tuberías y taladros o barrenos de transporte. SELECCIÓN DEL MATERIAL DE RELLENO La selección adecuada del material de relleno estará en función de varios factores: 1. El tipo y cantidad de material (es) disponible (es) 2. Los costos de tratamiento del o los material (es) 3. Los costos de colocación del o los m aterial (es)



4. Las características resistentes del material después de depositarlo en el tajo En consecuencia, el o los material (es) a considerar como un buen relleno, deberá reunir las siguientes características: 1. Que se encuentre disponible en cantidad suficiente dentro del área de la mina. 2. Que se pueda obtener rápidamente, que se pueda preparar y que se pueda colocar dentro de la excavación, al costo más bajo posible. 3. Que se pueda colocar dentro de los tajos sin entorpecer las demás operaciones de producción. 4. Que posea una resistencia a la compresión de 0,35 a 7,0 MPa (mega Pascales) 1 MPa = 10.197 Kg/cm 2). 5. Que posea algunas propiedades cohesivas. 6. Que produzca una superficie de trabajo nivelada y consistente, capaz de soportar el peso y el tránsito de equipos móviles. 7. Que en todo su conjunto sea un material de bajo costo. 11. SOSTENIMIENTOS AUTODESPLAZABLES Este sistema se aplica generalmente a yacimientos sedimentarios estructuralmente débiles, que poseen una razonable horizontalidad y ausencia de fallas y tectonismo que desplacen vertical o lateralmente la capa y, en donde el mineral explotable requiera de un sostenimiento continuo durante su etapa de explotación y extracción. Fundamentalmente se trata de un tipo de fortificación que se desplaza en forma automática o semiautomática a medida que avanza el corte de la máquina de producción. Antiguamente el avance de estos equipos se conseguía mediante el uso de cables y cabrestantes y el sostenimiento del techo con estemples de madera, mismos que hoy en día se hacen con empujadores (gatos) y con mampostas hidráulicas. Figura 56 En la industria moderna existen cuatro tipos fundamentales de soportes autodesplazables para techos: los cuadros sencillos (frames type), los cuadros dobles (chocks type), los escudos o entibaciones marchantes (shield type) y los cuadros dobles con escudo (chockshields). Figura 57. Todos estos tipos de entibaciones, poseen como elemento común, algún tipo de estructura de soporte de techo y cilindros hidráulicos conectados a la base de estas estructuras. Las estructuras pueden ser de vigas o de placas sólidas de acero (canopy). La función de estas estructuras es la de soportar el techo de la obra, servir de apoyo para la recolocación de la cinta blindada en el frente de trabajo por medio de un brazo



localizado en la base y desplazarse a sí mismos hacia adelante una vez que se terminó el corte de mineral y que se fijó la cinta blindada (o panzer). Los soportes de cuadro, consisten de dos o más barras separadas entre si, para sostener el techo, ensambladas a un total de cuatro a ocho cilindros (piernas) verticales, controlados hidráulicamente. Cada conjunto de viga-pierna, es interconectado a otro conjunto por medio de un cilindro flexible de unión, de tal manera que el desplazam iento hacia el frente del cuadro completo, se realiza en dos pasos: primero se “afloja” del techo uno de los conjuntos vigapierna y se mueve hacia adelante por medio del cilindro de empuje, mientras que el otro conjunto permanece en sitio firmemente “apretado” contra el techo para mantener el soporte necesario, hasta que el primero quede en su nueva posición. En el segundo paso se repite la operación para desplazar el segundo conjunto. La cinta blindada o panzer se autodesplaza por medio de la activación de brazos hidráulicos localizados en la base de algunos de los soportes. Los cuadros dobles (chock support), desarrollados al mismo tiempo que los soportes de cuadro, son similares en diseño, excepto que cada unidad se mueve hacia el frente como una entidad simple, en vez de usar el método de los dos pasos descrito anteriormente para los soportes de cuadro simple. También, los cuadros dobles poseen un brazo hidráulico de doble acción en la base de cada unidad, acoplado a la línea del panzer. Este brazo em puja al transportador a su posición a lo largo de la base de los cuadros después de que la máquina cortadora ha pasado, acto seguido, tira de las entibaciones hasta colocarlas en su nueva posición. Los soportes de escudo fueron desarrollados en la antigua Unión Soviética. Llegaron al mundo occidental en la década de los años 70 y son hasta estos días, el tipo de soporte que más ha contribuido al desarrollo del sistema de “tajos largos” en América. La ventaja más importante de estos equipos sobre los entibes convencionales de tipo cuadro, es el empleo de un canopy continuo de una pieza y un escudo protector para controlar el hundimiento posterior del material estéril del techo, todo lo cual proporciona un excelente soporte del techo y simultáneamente una magnifica protección del área de trabajo en contra de los estratos hundidos.El escudo protector del hundido, la placa protectora del techo y los cilindros hidráulicos, están conectados de tal manera que proporcionan un alto grado de estabilidad del terreno y los más recientes diseños que contemplan el ensamble de tipo lemniscata, permiten al canopy del techo, mantenerse en la misma línea del plano vertical, con relación a la cara de ataque (figura No. 58), con lo cual se asegura que la punta del canopy permanezca a una distancia uniforme de la cara, en vez de que “cabecee” hacia adelante o hacia atrás cada vez que las piernas se extienden o se contraen.



FIGURA 56 MAMPOSTA HIDRÁULICA



FIGURA 57 SOPORTES AUTODESPLAZABLES MODERNOS



FIGURA 58 ARTICULACIÓN DIRECTA Y TIPO LEMNISCATA

IMÁGENES MINERAS

VISTA DESDE EL TECHO DE UNA CÁMARA CON PALA CARGADORA

CONEXIÓN NONEL DE DETONADORES NO ELÉCTRICOS

DRAGALINA

ESTACION DE SERVICIO EN ROUND MOUNTAIN GOLD (NEVADA,USA)

OPERACIÓN CONVENCIONAL CON EXCAVADORA ELÉCTRICA Y VOLQUETES GIGANTES

FERROCARRIL MINERO DE LA MINA HAMMERSLEY EN AUSTRALIA.

PERFORADORA MEDIANA Y MOTONIVELADORA

MINA DE BAUXITA CON MOTOTRAILLAS

PERFORACIÓN EN REALCE EN NEVES CORVO (PORTUGAL)

NUDO DE TRANSFERENCIA DE ESTÉRIL Y MINERAL EN PUENTES DE GARCÍA RODRÍGUEZ (Galicia)

PERFORADORA PEQUEÑA CON COMPRESOR MOVIL

PERFORADORA ROTATIVA 45-R

PERFORADORA ROTATIVA 60-R

CARGA CON PALA EN REOCÍN

MÁQUINA DE RETACADO DE GRANDES BARRENOS

EMPUJE CON TRACTOR DD-9 EN ALQUIFE (GRANADA)

EXCAVADORA DE RODETES EN MINA DE LIGNITO ALEMANA

ESTRUCTURA PRINCIPAL DE UNA ROTOPALA

TALLER DE MAQUINARIA MINERA EN PALABORA (ÁFRICA DEL SUR)

TRACTOR CON RIPER Y EMPUJADOR CAT D-11N

TRACTOR CAT D-11 RIPANDO

PARTE INFERIOR DE UN VOLQUETE CAT DE 175 TON

JUMBO

JUMBO DE BARRENOS VERTICALES

VOLQUETE ELECTRICO KIRUNA

VOLQUETE MINERO

LHD ELECTRICO DE 17 t

CARGADORA NEUMÁTICA DE INTERIOR

VOLQUETE DE INTERIOR CATERPILLAR

TUNELADORA PEQUEÑA ATLAS COPCO

ESQUEMA DE UN MONITOR HIDRÁULICO DE PRESIÓN

ESQUEMA DE DRAGA FLOTANTE

®

5230

Hydraulic Shovel/ Backhoe

Available in Front Shovel and Backhoe configuration, the Caterpillar® 5230 is matched to the Cat ® 785B truck, but can also effectively load the 789B and 793C trucks. These matches provide efficient loading and hauling systems for mining.

Operating weights (approximate) Front Shovel 318 420 kg Backhoe (ME) 316 600 kg Bucket capacities Front Shovel 15.5 to 17.0 m3 Backhoe (ME) 16.0 to 27.5 m3 Cat 3516 Engine (Gross) 1175 kW (Flywheel power) 1095 kW

702,000 lb 697,980 lb 20.2 to 22.2 yd3 21.0 to 36.0 yd3 1575 hp 1470 hp

MOTOTRAILLA TRABAJANDO EN CARBÓN

MOTOTRAILLAS EN SISTEMA PUSH-PULL

®

773D

Off-Highway Truck

Cat® 3412E Engine Gross power Flywheel power

509 kW 485 kW

682 hp 650 hp

Maximum gross machine weight SAE 2:1 capacity: Payload capacity with flat floor 16 mm (0.63") 400 Brinell liner

92 500 kg 35.2 m3 52.9 mt 48.9 mt

204,000 lb 46.0 yd3 58.4 tons 54.0 tons

VOLQUETE DE 85 tons

VOLQUETE GIGANTE DE 350 tons

LOCOMOTORA ELECTRICA EN MINA DE LIGNITOS

ESQUEMA DE LA TRANSMISIÓN ELECTRICA DE UN VOLQUETE

ESQUEMA DE CINTAS MINERAS

CINTAS TRANSPORTADORAS DE MINERAL Y ESTERIL

TRACTOR DE NEUMÁTICOS 834

MOTONIVELADORA 16H

LaboreoII

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