Laboreo II

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 LABOREO II Y EXPLOSIVOS 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 LABOREO II Y EXPLOSIVOS 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

www.brgm.fr

www.bhpbillinton.com

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

www.worldoil.com

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, desplaza-

miento, 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:

P = 0.005K1(Ç +Ç +Ç )+ 0.5jb c z t

siendo:

K = Factor de fisuración de la roca (ver anexo)1

Ç = Resistencia a la compresión (kg/cm ) (De 1 a 4500)c2

Ç = Resistencia a la cizalladura " (De 0.1 a 750)z

Ç = Resistencia a la tracción " (De 0 a 430)t

j = Densidad de la roca (kg/dm ) (De 1.2 a 4.8)3

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 P CATEGORÍAS DEFINICIÓNb

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 P > de 25 y en general P es fácil de determinar con unb b

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/cm , que podrán ser2

arrancadas directamente por la maquinaria minera aplicando unas fuerzas de excavación suficien-

tes, con unos ángulos internos de fricción entre 16º-35º y una cohesión del orden de 5-40 kg/

cm . Incluye algunos materiales como yeso, arcillas duras, pizarras jóvenes, los carbones2

bituminosos, etc.

Rocas blandas con una resistencia a la compresión entre 10 y 50 kg/cm . ángulo de fricción entre2

14º y 23º y la cohesión del orden de 0,5 a 10 kg/cm , que son fácilmente operables con maquina-2

ria 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/cm y un ángulo interno2

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 K para determinar el índice de dificultad minera.1

ROCA TAMAÑO ROCA TÍPICA VALORMEDIO del K

bloque en cm1

I Muy < 10 Metamórficas y Sedimentarias, alteradas, con f- 0.1-0.2 fracturadas uerte tectónica y el material volado.

II Fracturada 10 - 20 Sedimentarias, metamórficas, laminadas entre 0.3-0.4700-1000 kg/cm .2

20 - 50 Metamórficas, ígneas y magmáticas entre 1000 0.5-0.6y 1500 kg/cm , afectados por tectónica modera-2

da.

II Medio 50 - 70 Sedimentarias, metamorfizadas, laminadas entre 0,65- Fracturada 700 y 1000 kg/cm 0,752

70 - 100 Metamórficas, ígneas y magmáticas afectadas 0.75-por tectónica moderada entre1000 y 1500kg/cm 0.852

IV Poco 100 - 120 Compactas con poca afección tectónica y valo- 0.85- Fracturada res entre 1000 y 1500 kg/cm . 0.902

120 -150 Rocas en aureola de efusivas entre 1500 y 2000 0.90-kg/cm 0.952

V Monolíticas > 150 Metamórficas e ígneas compactas y suma de las 0.95-1 tres resistencias superior a los 2000 Kg/cm2

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 Macizos compactos sin planos de debilidad, cristalinos o muy bien duras 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 ladirección de esos planos y más resistentes normalmente a ellos. Comopor ejemplo, areniscas, calizas e ígneas laminadas.

3 Medias Macizos con 2 o más planos paralelos de discontinuidad por causastectónicas o estructurales como, pizarras, calizas miocenas, antracitasy fosforitas.

4 Blandas Masas de rocas incoherentes, compuestas de fragmentos gruesos yfinos más o menos unidos entre si como, arenas, brechas, conglome-rados carbones y los casos de antiguos vertederos mineros.

5 Tierras y Masas de materiales plásticos y semiplásticos que se deforman fácil-suelos mente bajo presión y que tienden a compensar la presión rellenando

los huecos. El índice de plasticidad viene determinado por el contenidode 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 EJEMPLOSLA COMPRESIÓNSIMPLE (MN/M )2

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, antiguosvertederos 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.

+ Preparación + Altura+ * Apertura * Anchura

* I HUECO * Banco o nivel * Longitud* D * * Acceso o galería . Número

. I Rampa o pozoI * I *

* * + CaudalesN * S * DRENAJE Y DESAGÜE * Bombas

* * . TuberíasG * E *

* * + ExterioresE * Ñ * VERTEDEROS - RESTAURACIÓN *

I. I InterioresN * O .

* I * + Tipo-Energía. Primaria y secundaria

* *E * * Capacidad y cantidad. Organización

* *R * MAQUINARIA * Especificaciones y Conjuntos

* * I * * Rendimientos y Limitaciones

* * A * . Marca y/o Fabricante

* * * + Técnicos y supervisores* *. PERSONAL * 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 conec-

tado 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


Reparto de votos = Cada miembro del equipo evalúa un 10 % y lo multiplica por el peso de cada parámetroconsiderado, 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 PuntosNota Técnica= 0.8 x Ponderación técnica + 0.2 x Valor de la presentaciónValor de la oferta económica = Oferta más económica / Oferta de la alternativaNota final = 0.8 x Nota técnica + 0.2 x Valor de la oferta económica

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 califica-

ciones 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.


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

A B C D

TEREX TITAN CAT UNIT-RIG

PARAMETROS PESO VALOR

VALORACION

1.- Experiencia de la empresa 15 12 3 15 14

2.- Caracteristicas del equipo 40

2.1.- Potencia del motor 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

SUBTOTAL 40 28 31 34 34

3.-Caracteristicas geométricas 30

3.1.- Altura 10 7 7 8 8

3.2.- Anchura 10 8 7 6 10

3.3.- Longitud 5 4 3 5 4

3.4.- Capacidad del habitaculo 5 3 3 5 4

SUBTOTAL 30 22 20 24 26

4.- Experiencia en otras 15

operaciones mineras 4.1.- Nº volquetes mundo 5 4 2 5 4

4.2.- Nº volquetes pais 5 3 1 5 4

4.3.- Nº volquetes cuenca 5 2 1 5 4

SUBTOTAL 15 9 4 15 12

Ponderación Técnica 100 71 58 88 86

ENTREVISTAS, VISITAS 100 68 45 90 80

Y PRESENTACION

Nota Técnica =

0.8 * Ponderación Técnica + 100 70,4 55,4 88,4 84,8

0,2 * valor de la presentación

PRECIO 100 100 104,7 115 112,8

Nota Final =

0.8*Nota Técnica+

0,2* precio minimo / precio 100 76,32 65,26 93,72 90,4

oferta


EJEMPLO DE LA APLICACION DEL MÉTODO DE KOEPNER TREGOE POR VALORES

MULTIPLICADOS POR LA PUNTUACIÓN CONCEDIDA POR EL EQUIPO

A B C D

PESO puntos TEREX puntos TITAN puntos CAT puntos UNIT-RIG

PARAMETROS DE VALORACION VALOR

1.- Experiencia de la empresa 15 7 105 4 60 9 135 8 120

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

2.8.- Coste de personal 5 6 30 8 40 9 45 9 45

SUBTOTAL 40 27,7 28,7 32 32,9

3.- Caracteristicas geométricas 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 30 20 19,5 25 24,5

4.-Experiencia en operaciones mineras 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 15 9 4,5 13,5 10

Ponderación Técnica 100 161,7 112,7 205,5 187,4

ENTREVISTAS, VISITAS Y PRESENTACION 100 68 45 90 80

Nota Técnica =0.8 * Ponderación Técnica +

0,2 * valor de la presentación 100 143 99 182 166

PRECIO 100 100 105 115 113

Nota Final = 0.8 * Nota Técnica +

0,2* precio minimo / precio oferta 100 134 100 169 155


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 dis-

tintas 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/cm en la MCA; en el caso de las obras públicas este limite puede elevarse2

hasta unos 600 kg/cm al ser menores los volúmenes y más variables las condiciones. Pro-2

bablemente 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/cm . Desde el punto de vista del arranque2

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.


MAQUINA + BARRA + BOCA + BARRIDO

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:

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:


+ Martillo en cabeza+ Percutiva * Martillo en fondo DTH ** . Hidráulica

Máquina * Rotativa + Trépano* . Tricono. Térmica Jet Piercing o soplete

+ Barra normalTransmisión * Barra helicoidal

. Tubo ó barra - tubo

+ Trépano o trialeta+ Percusión T botones

Boca o útil . I bisel* I acero. Tricono . widia

+ Aire ComprimidoFluido * Agua con o sin lodos

. Mixto

+ Pequeña - menor de 3" (75 mm.)Por su * Mediana - entre 3" y 6" (75 a 150 mm.)tamaño . Grande - mayor de 6" (150 mm.)

+ Independiente - sin propio generadorPor su * Semiautónomo - dependiente de compresor o redmontaje * SobreOrugas - más mineras y fijas

. Sobre Camión - más obras públicas o contratas

+ Aire comprimido. Alta o media presión* Hidráulica. Bombas y motores de aceite

Por su * Eléctrica. Motores y transmisiones eléctricas.energía * Diesel. Motor principal y de traslación.

. Mixta. Combinando algunas de las anteriores.

+ Minería subterráneaPor su aplicación * Minería a cielo abierto

. Explotación de fluidos


JUMBO MÓVIL PARA PERFORACIÓN EN AVANCE DE GALERÍAS *

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

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 BARRASMECANIZADOS * *

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)


MÁQUINAS DE PERFORACIÓN PEQUEÑAS *

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

en fondo.


SARTA DE PERFORACIÓN CONTRICONO

ESQUEMA DETALLADO DE UNA PERFORADORA ROTATIVA ELÉCTRICA *

POTENCIA= ENERGIA =TIEMPO

1000 kcal/kg5ms

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


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

3NH NO + CH -----------> 2H O + CO + 3N + 940 cal/kg.4 3 2 2 2 2

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).

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* Detonadores * Mecha

. NONEL *

* Explosores y comprobadores

* Cordón Detonante

* Cebos e iniciadores+ sacos

+ Manual ** . cartuchos

* Sistema * de carga * Semiautomática - Cargadora

* . Automática - Camión mezclador

V =De

3 3

P* s

c* f *E

V

H

T

E

E

S

V


GEOMETRÍA DE TIRO EN BANCO GEOMETRÍA VOLADURA ENGALERÍA

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 = K V + K V + K V2 3 42 3 4

Para D < 100 mm. Q = 0, 028 * V + 0,4 * c * Ve2 3

En casos muy prácticos se utilizará : V = 36 * D para lose

diámetros menores de 100 mm.

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 * D e

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 D el diámetro del explosivo a utilizar, que coincidirá cone

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 FORMULA VARIACION DE K

Piedra V = K * D /12 K entre 7,7 y 10,8b e b

Subperforación S = K * V K entre 0,2 y 0,4s s

Profundidad del barreno H = K * V (*) K entre 1,5 y 4,0h h

Retacado * T = K * V K entre 0,7 y 1,0t t

Separación entre barrenos E = K * V K entre 1,0 y 1,25e e

(*) Altura crítica H = 2V

La nueva teoría sueca permite llevar K hasta 4 - 8, pero manteniendo V*E. = cte.e

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/m (1± 0.25) equivalente a unos 130 grs/t (1 ± 0.25) de ANFO como carga de3

explosivo que puede oscilar en un rango::

para rocas medias - 270 grs/m = 100 grs/t3

" " 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.

DIAMETRO

COSTE TOTAL

ROCA DURA

ROCA MEDIA

ROCA BLANDA

DIAMETRO

COSTE DE PERFORACION

DIAMETRO

ROCA DURA

ROCA MEDIA

ROCA BLANDA

COSTE DE VOLADURA

DIAMETRO


COSTES DE ARRANQUE CON PERFORACIÓN Y VOLADURA

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.


CLASIFICACION DE LOS METODOS DE ARRANQUE DIRECTO (ADLER 1986)

CAPITULO XXVIII. MAQUINARIA O SISTEMAS DE ARRANQUE DIRECTO

En el Cuadro adjunto se relacionan los distintos equipos utilizables en las operaciones de arran-

que, tanto en la Minería a cielo abierto como en las obras civiles similares.

CLASIFICACIÓN DE LOS EQUIPOS DE ARRANQUE EN MINERÍA

MÉTODO DE DIRECTO DIRECTO INDIRECTOARRANQUE

SISTEMA DE CONTINUO DISCONTINUO DISCONTINUOOPERACIÓN

EQUIPOS 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 Grúas almejerasornamentales y Torres

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 conoci-

miento exacto de la forma de trabajar de cada máquina para efectuar una selección inicial.


MECANISMOS DEL ARRANQUE DE UN ÚTIL DECORTE SOBRE UNA ROCA

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.


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 m /día, siendo los normales más pequeños. El campo de aplicación de las excavadoras de3b

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


ROTOPALA DE ARRANQUE, CARGA Y VERTIDO DIRECTO

ROTOPALA HIDRÁULICA MÓVIL Y PEQUEÑA

EXCAVADORA DE RODETES PARA TRABAJO FRONTAL Y RETRO

una resistencia al corte de unos 2.000 N/cm .2

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


MINADOR CONTINUO DE ARRANQUE INFERIOR

MINADOR CON CABEZA DE RODETE MÓVIL FRONTAL

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

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 * *

MINADOR CONTINUO EN POTASAS *

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 arran-

can 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 diesel-

hidráulico 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. Consis-

ten en un chasis sobre orugas, con la posi-

bilidad de uno o varios brazos, de orienta-

ción 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 transfe-

rencia final sobre camiones, cintas o monto-

nes paralelos al frente de trabajo. Los

cabezales de corte pueden girar en línea

con el eje del brazo o perpendicularmente a

este.


MINADOR CON RODETE FIJO INFERIOR

MONITOR HIDRÁULICO DE ALTA PRESIÓN *

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.

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


DISPOSICIÓN GENERAL DE DRAGA CON CABEZA CORTADORA *

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.


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.


TRACTOR DE ORUGAS CLÁSICO

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. *

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


DETALLE DE LOS COMPONENTES DE UNA EXCAVADORA MINERA CONVENCIONAL *

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 *

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


EXCAVADORA HIDRÁULICA DIESEL *

- 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 descu-

biertas 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

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


ACCIÓN DE CORTE Y ARRANQUE DE LOS DOS TIPOS DE EXCAVADORAS

PALA CARGADORA ARTICULADA * *

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.

D. Palas cargadoras

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 m .3

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 MOTROTAI-LLAS 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 m que consiguen como en el caso de Alquife unos costes de movimiento de3


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.


ESQUEMA DE LOS DIFERENTES TRANSPORTES MINEROS *

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:

+ Interno en la mina a cielo abierto e interiorTRANSPORTE * Externo desde la mina a la planta de concentración . Exterior hacia el Mercado

y que pueden suponer, en la mayoría de los casos mineros, hasta un 50% de la Inversión y otro

50% del coste de operación, lo cual es, evidentemente, el mayor de los costos de proceso y

también de los conceptos, superior, por tanto, a los costos generales, financieros o energéticos.

Los 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:

+ DiscontinuoPor el sistema * Mixto

. Continuo


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

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:

+ FF.CC. < 5% máxima 2% media *Pendiente * Volquete < 12% " 8% "

. Cinta < 45% " 15% "

+ Camiones 5 - 10 añosPor su vida * Cinta 10 - 30 años

. FF.CC. + 30 años

T Volquete - entre 200 y 3.000 mPor la distancia * Trenes - mayor de 30.000 m

R Cintas - mayor de 4.000 m

Por su tipo de consumo energético -

Diesel, Eléctrico, carbón-vapor (entre 10 y 1000 gep/tku)

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.


EVOLUCIÓN HISTÓRICA DEL VOLQUETE MINERO

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 capacida-

des:

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

T Adaptabilidad al perfil del caminoVentajas * Selectividad minera por unidades

R 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


PARTES PRINCIPALES DE UN VOLQUETE MINERO *

Las partes principales y básicas de un volquete son:

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 MECÁNICA Y DIESEL-ELÉCTRICA *

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.


CAJA DE CAMBIOS POR TRANSMISIÓN HIDRÁULICA-MECÁNICA

VOLQUETE MINERO ELÉCTRICO CON TROLLEY *

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/cm .2

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/cm con características de2

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.

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.


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/m de material suelto3

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 cintaα = ängulo de la artesav = veloccidad lineal de la cvintaE, D, y V son lo factores de eficiencia, disponibilidad y conversión volumétrica.

Los tipos de cintas mineras pueden ser:


RIPADO DE UNA CINTA SOBRE RAILES

ESQUEMA DE CINTA RIPABLE Y DEL ÚTIL DERIPADO CON TIENDETUBOS *

ESQUEMA DE CINTA DE ALTA PENDIENTE EN TALUD FINAL

- 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.

La aplicación del sistema de cintas tiene un futuro muy

importante en las grandes explotaciones muy mecani-

zadas y profundas. Existe una tendencia hacia el em-

pleo 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.


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 Amplitud del Condiciones delcts.Euro/TKU Tonelaje MTKU Material

Mineroductos 0,9 - 1,80 + 100 Muy preparado

Tren 1,20 - 4,20 + 100 Poco preparado

Volquete 10,00 - 15,00 10 - 100 Rocoso, variado

Cinta 0,9 - 1,80 + 50 Semipreparado

Barco 0,05 - 0,15 200 - 600 Semipreparado

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


ESQUEMA DE COSTES DE TRANSPORTE EN MEIRAMA POR CINTA Y VOLQUETE

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.


CLÁSICO TRANSPORTE POR FERROCARRIL EN MINA ANTERIOR A 1970 *

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.

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


SISTEMA LHD EN EQUIPOS PEQUEÑOS Y GRANDES *

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.

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 carga-

dora-camión llega a ser competitiva gradualmente.


CARGADORA SOBRE CAMIÓN EN INTERIOR *

PALA CARGADORA EN MINA DE INTERIOR

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 re-

querimientos 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 sa-

tisfacer 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.

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 combus-

tión, ocasionan un gran problema para

los sistemas de ventilación de la mina y

muy especialmente en los trabajos de

preparación o desarrollo que habitual-

mente se llevaba a cabo con ventilación

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 .


PARTES PRINCIPALES DE UN POZO MINERO

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

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/cm ), a través de terrenos escarpados y de grandes distancias, tanto para el transporte2

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

Concentrado Bougainville 27 150 1 1972 55-70 0,2

Cobre

" Irán Oeste 110 100 0,2 1973 60-65 0,1

" Turquía 61 125 1 1973 45 0,1

Concentrado Tasmania 85 225 3,3 1967 55-60 0,1

magnetita

" Waipipi 6 200 1 1971 45 0,6

" " - costa 3 300 1 1971 45 0,6

Gilsonita American Gilson 115 150 0,4 1957 48 5

Estériles Japón 70 300 0,6 1968 18 90% < 0,03


MINERODUCTOS PREVISTOS EN U.S.A. MINERODUCTOS EN EUROPA EN FASE DE ESTUDIO

(CARBÓN)

INSTALACIÓN LONGITUD CAPACIDAD INSTALACIÓN MATERIAL LONGITUD CAPACIDAD

(Km) (Mt/AÑO) (Km) (Mt/AÑO)

Allen-Warner 290 12 Rybrink-Ostrawa Linz Carbón 400 5

Valley

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

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.


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

100 SC = ------------W

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

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:

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:

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


ÁBACO WARMAN DE FRICCIÓN EN TUBERÍAS

VELOCIDADES DE LA PULPA

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-

ra la cual la hidromezcla flu-

ye 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.

VL = FL 2 g DS * S L

SL

Q =Q

a

TS

t= T

S1 n

t


π D2

Q = ------- x Vh 4

Q * 4 4 T/S (n + 1)hD = --------- = ------------------Q2

π V X xV x t

Una de las fórmulas más empleadas para el cálculo de

la velocidad crítica, viene dada por la formula de Durand:

En donde:

V = Velocidad límite de sedimentación (fps).L

F = Factor que depende del tamaño de la partícula y de la concentración.L

g = Aceleración de la gravedad (ft/seg )2

D = Diámetro de la tubería (ft)

S = Peso específico del sólido.

S = Peso específico de l a pulpaL

Esta fórmula ha sido calculada para las partículas sólidas de un tamaño uniforme pero, según Mc

Elvain (1976), los valores dados por Durand para "F " resultaban conservadores cuando elL

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 Q es:h

en donde:

Q = Caudal en m /h.h3

T = Tonelaje a transportar (t/día)S = Peso específico del material sólido (t/m )3

t = Número de horas de funcionamiento durante el día.n = Consumo específico de agua por m de material.3

Q = Caudal de agua necesario para el transporte (m /día).a3

En un primer tanteo se puede admitir que:

n = 4-6 m agua/m de material transportado con S = 2,6.3 3

n = 3-4 m agua/m de carbón con S = 1,53 3

Por otra parte:

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


L * v2

H = f * -----------f D * 2g

V * D N = --------R Va

ÁBACO DE MOODY PARA LA DETERMINACIÓN DE LAS PERDIDAS DE CARGA

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

"H " expresada en altura de líquido, según las ecuaciones de Darcy-Weisbach:f

Siguiendo la nomenclatura anglosajona, según la cual se ha diseñado un gráfico para la determi-

nación 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/seg ).2

Para el empleo del gráfico anterior, es necesario calcular el número de

Reynolds "N " ya que este gráfico sólo es válido para una viscosidadR

igual a la del agua a 16ºC. El valor de "N " es el que se indica, siendoR

V la viscosidad cinemática aparente.a

Es normal para el cálculo

de las perdidas de carga

el empleo de ábacos su-

ministrados por las casa

constructoras de bombas

y tuberías para los dife-

rentes materiales utiliza-

bles entre los que desta-

can las gomas, plásticos,

fibrocemento, basalto,

aceros de diferentes cali-

dades, etc.


PERFIL DE UN HIPOTÉTICO TRAZADO ENTRE DOS PUNTOS

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.

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 desplaza-

miento 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/cm y unas densidades de hasta2

20% de sólidos. También existen las Bombas JET por efecto Venturi. Las primeras se desarrolla-

ron para la industria minera y para el dragado con una presión de descarga inferior a los 50


TIPOS DE REVESTIMIENTOS DE BOMBAS DE SÓLIDOS

Q + T/S T/S(1 + n)aQ = ------------Q = ------------ h t t

Kg/cm . Normalmente las bombas centrífugas serán horizontales con una sola etapa de impulsión,2

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.

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/cm ) se dividen en dos tipos: bombas de pistón y bombas de2

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./cm , y cuya principal ventaja es la ausencia de elementos en movimiento, excepto el debido2

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

FUNDAMENTO DE LABOREO DE MINAS LABOREO II Y EXPLOSIVOS


Q * H * S * 0,736MW = ------------------------ 3,6 * 75 * η

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.

HmHR = ----

HwOtro parámetro muy importante, es el "índice de eficiencia" que viene dado por (ER), para un

mismo caudal y velocidad de bombeo.

EmER = ----- en donde: Em = Eficiencia para la mezcla.

Ew 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:

donde: W = Potencia en Kw. Sm = Peso específico de la mezcla. 0,736 = Factor de conversión Kw-HP. 3,6 = Factor de conversión m /hora - litros/hora.3

75 = Factor de conversión kgm - HP. η = Rendimiento de la bomba en el punto considerado de la curva H-Q. Q = Caudal m /hora.3

H = Altura manométrica corregida, necesaria y total (pérdida de carga + desnivel entre lasestaciones).

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.


pdt = - - - + C 2s

Para el desagüe y la minería aluvionar se utilizan mangueras de goma de hasta 10 Kg/cm de2

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/cm , suelen utilizarse tuberías de acero2

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:

en donde:

t = espesor de la pared (cm.)p = presión interna (Kg/cm ).2

d = diámetro interior (cm)s = resistencia a la tensión permitida (Kg/cm )2

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 pro-

ductiva. 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 propieta-

rio 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:

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

. - Medios para mantenimiento de la maquinaria

+ - Plantas auxiliaresSERVICIOS GENERALES * - Medios de comunicación

. - Control y organización. Topografía e informática


+ neumáticos+ - tractores . orugas* * - motoniveladoras* - compactadoras o apisonadoras

MEDIOS PARA LA * - camiones de riegoEXPLOTACIÓN * - limpieza regatas y capas

* - retroexcavadoras* - desagüe: bombas y tuberías* - iluminación. - varios

+ preventivo+ - mantenimiento * correctivo* . predictivo* - taller principal

MANTENIMIENTO * - talleres móvilesMAQUINARIA * - talleres exteriores

* - estación de servicio . - organización y control

+ - trituración fija o móvil* - almacenamiento de minerales* - homogeneización o blending* - almacén de repuestos y materiales

PLANTAS * - planta de explosivos AUXILIARES * - polvorín

* - oficinas y topografía* - vestuarios y comedores* - distribución eléctrica. - varios (agua potable o industrial, etc).

+ teléfono, télex, telefax+ - terrestres * camiones, autobuses.* . vehículos personales.*

MEDIOS DE * + ondas- radio- teléfonosCOMUNICACIÓN * - aéreos * avionesY CONTROL * . helicópteros

** + personales. ordenadores * locales

* centros . exteriores


TRACTORES DE ORUGAS

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:

- 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


TRACTORES DE NEUMATICOS *

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:

* 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

P(m 3/ /hora )=

60.lh 2 . E .C2T

C

. V. tanφ


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 maniobrabili-

dad 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:

siendo:


MODELOS DE MOTONIVELADORAS MINERAS

l = Longitud de la hoja en metros.φ = Ángulo del talud natural del material.h = Altura de la hoja en metros.C = 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.

E = Coeficiente de eficiencia de la operación.T = Ciclo de la operación en minutos.C

V = 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 = Tiempo de ripado (min).Te = Tiempo de empuje (min).Pr = Producción de ripado (material suelto m /min).3

S

Pe = Producción de empuje ( m /min).S3

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 .

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.

T =2 . d . N

a . E· 60

P = F.V = 60a 2.d.N.F

T·E(m 2/h)


* 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 cual-

quiera de las operaciones que puede realizar, viene

expresado por:

y la producción P por:

donde:

F = ancho útil de la hoja en mT = tiempo invertido en minutosd = Distancia recorrida durante la operación metrosN = número de pasadas realizadasVa = velocidad media de trabajo (metros por hora)E = 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 4 a 5

Corte de taludes 2 a 4

Excavación 2 a 6

Desbroce de tierra vegetal 2 a 7

Extendido 4 a 9

Trabajo fácil de corte y relleno 4 a 9

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 transportarmayores cargas con la hoja

Marcha con el bastidor en diagonal 3 Permite compensar las cargas laterales pasando porencima de grandes cordones, mantiene las ruedas fuera del fondo embarrado delas zanjas en los trabajos de corte de cunetas, y aumenta la estabilidad de la máquina cuando setrabaja 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

m 3/h compactados= 1000(A).(V).(C).(E)

P


3. Tipo de esfuerzo de compactación * Peso estático (o presión)

* Acción de amasamiento

* Impacto

* Vibración

Los equipos de compactación pueden clasificarse en los siguientes tipos:

1. De reja ó "Grid roller"2. Vibratorio3. Tambor de acero liso4. De varios neumáticos5. De un neumático pesado6. De pata de cabra "Sheeps-foot"7. De pisón en punta de diamante8. 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:

donde:

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


(E) = Factor combinado de eficiencia(P) = 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"

(m ), volumen de material suelto o esponjado (m ) y volumen del material compactado (m ). La3 3 3b s c

relación entre el volumen del material compactado y volumen en banco, es lo que se define como

"Factor de compresibilidad".

F.C. = (m ) / (m )3 3c b

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/cm . Puede emplearse el sistema hidráulico de2

los cilindros de vuelco para obtener una presión más elevada a través de motores hidráulicos que

accionan bombas de alta presión.

N.C. =I.L.A.TC

VC.E


CAMION DE RIEGO

Debe tratar de obtenerse un caudal superior a 2 m /min y una altura manométrica de 40 m. El3

sistema de llenado de la cuba debe diseñarse con una capacidad de 5 m /min y una reserva3

almacenada de 300 m tratando de utilizar preferentemente aguas residuales del proceso de3

preparación del mineral ya que es un efectivo método de eliminar por evaporación la con-

taminación 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

donde:

N.C. = Número de camiones de riego.I = Índice de eliminación de polvo en

litros/hora/m .2

Es función de la evaporación, filtraciónL = Longitud de pistas en m.A = Anchura de pistas en m.V = Volumen de la cisterna en litros.C

T = Tiempo de ciclo, incluye tiempos deC

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

del año según la climatología de la zona.

Como base se puede estimar en unos 5 litros/dia/m .2

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 m /h DE MARTILLOS HIDRÁULICOS3

FRAGMENTANDO ROCA

TIPO DE MATERIAL POTENCIA DE PERCUSIÓN

17 HP 25 HP 30 HP

- Pizarras y areniscas hasta 1.200 kg/cm 10 - 30 15 - 40 19 - 602

- Roca hasta 1.800 kg/cm 8 - 16 9 - 30 13 - 402

- Roca dura hasta 3.000 kg/cm 7 - 20 9 - 302

- Roca muy dura hasta 7.000 kg/cm 1,5 - 5 2 - 62

- Roca muy dura hasta 7.000 kg/cm 7 - 16 9 - 21 12 - 302

- Roca muy dura hasta 7.000 kg/cm 1 - 5 6 - 15 8 - 182

- Roca muy dura hasta 7.000 kg/cm 0 - 7 0 - 102

- Roca muy dura hasta 7.000 kg/cm 0 -10 0 - 32

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.


EFECTOS DE LA VOLADURA SOBRE LOS PROCESOS MINEROS

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 atas-

cos. 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 esta-

mos acostumbrados a ver, con el fin de

alimentar la trituradora con el material apila-

do 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 trans-

porte cerca de la explotación, y que a la

planta de preparación pueda transportarse el

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 yd - 2,25 m 48 x 60 1.22 x 1.52 42 a 48 1,06 a 1,223 3

4 yd - 3.38 m 48 x 60 1.22 x 1.52 42 a 48 1,05 a 1,221/2 3 3

6 yd - 4.50 m 56 x 72 1.42 x 1.82 48 a 60 1.22 a 1.533 3

>9 yd - 6.75 " . 66 x 86 1.67 x 1.90 60 a 72 1.53 a 1.83 3

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.


DOBLE MACHACADORA GIRATORIA

- La implantación de tolvas de descarga de

los volquetes con emparrillados o con

alimentadores vibrantes de grandes dimen-

siones 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 sustan-

cial 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

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


ESQUEMA DE TRITURADORA GIRATORIA PRIMARIA

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 tritura-

ción 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 obser-

var el esquema de reglaje automático de una

trituradora giratoria.

- Las tolvas de material triturado suelen estar

revestidas de planchas de acero al manganeso con

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.


IMPLANTACIÓN DE MACHACADORA

- Se ha generalizado el empleo de las tritu-

radoras giratorias, en lugar de las de mandí-

bulas, ya que para unas dimensiones simila-

res 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 especialmen-

te 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

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:


ESQUEMA DE TRITURADORA MOVIL

- 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

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 disponibili-

dad 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 RELACIÓN DE CAPACIDAD REDUCCIÓN PRODUCCIÓN

DUREZA ABRASIVIDAD HUMEDAD

Mandíbulas Semiduro a Abrasivos Ligera, no 8/1 a 10/1 Grande(Doble Efecto) extraduro pegajosas

Mandíbulas Semiduro a Poco o medio Ligera, poco 8/1 a 10/1 Grande(Simple efecto) extraduro abrasivos pegajosas

Giratorias Semiduro a Abrasivos Ligera, no 6/1 a 8/1 Muy grandeextraduro pegajosas

Doble cilindro Semiduro Poco abrasivos Húmedos y 4/1 a 5/1 Muy grandedentado pegajosos

Cilindro - Friable o No abrasivos Húmedos y 5/1 a 6/1 Muy grandeMandíbula semiduro pegajosos

Martillos o Friable o No abrasivos Húmedos y 10/1 a 20/1 Medianapercusión simple semiduro pegajosos

Martillos o Friable o No abrasivos Húmedos y 20/1 a 30/1 Medianapercusión dobles semiduro pegajosos

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.

Además el agua actúa como un fluido lubricante a lo largo del plano de rotura potencial.

Φtg u)( = στ

En taludes de suelos o rocas no competentes, las acciones son similares. Así pues, para

prevenir el deslizamiento o rotura de los taludes, se opta por las siguientes alternativas:

• Reducir la pendiente de los taludes, de la explotación con el consiguiente

aumento de ratio.

• Reforzar los taludes mediante distintos medios de retención. Esto siempre es

caro, sobre todo si no se trata de taludes permanentes.

• Garantizar el adecuado drenaje del macizo

2. 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:

6. 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.

mt/ 0,13 = mt/ 1* 0,13* m 1 333 6,2% = 100* 2,100,13

= ∆

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

INTERIOR

PREVENTIVA

- Desvíos de cauces. - Canales de guarda.

- Cunetas de banco.

PASIVA

- Bombas de fondo.

ACTIVA

- 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

Combinado

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

(H + 10) /5

7

Realce adicional (m)

.05 H

8

Capacidad de almacenamiento de sedimentos

0.1 Ha m /Ha afectada, o

3 años de sedimentos acumulados

9

Equipo de desagüe

Mantenimiento del nivel de sedimentos

10

Altura de la presa

Medida desde el tacón de la presa hasta la coronación

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

equipo de bombeo destinado

al desagüe de los barrenos de

voladura. Es una unidad

autopropulsada, totalmente

hidráulica y automatizada.

El ciclo de desagüe comienza

descendiendo la bomba al

fondo del barreno para lo cual

se dispone de una polea en el

extremo de un brazo. Una vez

finalizado el desagüe, el

operador percibe una señal,

procediendo seguidamente a

la elevación del conjunto.

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.

A g u a s u c i a d e m i n a

C l a r i f i c a c i ó n p r e v i aB o m b e o a s u p e r f i c i e( B o m b a s e s p e c i a l e s

d e s ó l i d o s )

A g u a l i m p i aL o d o s d e b a j a

d e n s i d a d( < 1 0 % s o l . P e s o )

1 ª E t a p a d e c a n t a c i ó n

A g u a s u c i ad e m i n a

( < 2 % s o l . p e s o )

B o m b e o a s u p e r f i c i e

B o m b e o a s u p e r f i c i eE s p e s a d o / F i l t r a d o( 2 ª y 3 ª E t a p a )

E x t r a c c i ó n e n f a s e s ó l i d a

B o m b a sc e n t r í f u g a s

C a m i ó n /C i n t a T .

B o m b a s d ep u l p a s b . d .

B o m b a s d ea g u a s u c i a

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.

100 m

≅ 300 m

1.000 m

Caudal con sólidos en suspensión

Tonelada de mineral tratado

Profundidad

Pocos sólidos

DIRECTO

Una etapa de clarificación(Clarificador flujo horizontal)

Clarificación previa (Segunda etapa de clarificación con espesado y filtrado)

FUNDAMENTOS DE LABOREO DE MINAS LABOREO II Y EXPLOSIVOS 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

FUNDAMENTOS DE LABOREO DE MINAS LABOREO II Y EXPLOSIVOS 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 Nº de muertes / año

Transporte por carretera y ferrocarril: 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) "Accidents 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.

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

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

0

0,2

0,4

0,6

0,8

1

1,2

1,4

1,6

1931

1933

1935

1937

1939

1941

1943

1945

1947

1949

1951

1953

1955

1957

1959

1961

1963

1965

1967

1969

1971

1973

1975

1977

1979

1981

1983

1985

1987

1989

1991

FUNDAMENTOS DE LABOREO DE MINAS LABOREO II Y EXPLOSIVOS 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

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.

H O R A S T R A N S C U R R I D A S E N U N A A C T I V I D A D P A R A S U F R I R U NA C C I D E N T E M O R T A L

1 , 5

1 , 7 5

2 , 2

2 , 5

1 0

1 2 , 5

1 2 , 5

2 0

2 5

2 5

3 3

8 7

1 0 0

0 1 0 2 0 3 0 4 0 5 0 6 0 7 0 8 0 9 0 1 0 0

O B R E R O S D E L AC O N S T R U C C I Ó N

V I A J A R E NA U T O M O V I L

O B R E R O D EF E R R O C A R R I L

M I N E R I AS U B T E R R A N E A

T R A B A J A D O RA G R I C O L A

C O N S T R U C C I O N E SM E T Á L I C A S

A S T I L L E R O S

V I A J A R E N T R E N

M I N E R I A A C I E L OA B I E R T O

I N D U S T R I A Q U Í M I C A

F A B R I C A D EM U E B L E S

F A B R I C A D EA U T O M O V I L E S

A C T I V I D A D E SD O M E S T I C A S

A C T I V I D A D

M I L L O N E S D E H O R A S T R A B A J A D A S


• 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

FUNDAMENTOS DE LABOREO DE MINAS LABOREO II Y EXPLOSIVOS 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

FUNDAMENTOS DE LABOREO DE MINAS LABOREO II Y EXPLOSIVOS 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:

ACCIDENTES MORTALES EN LA MINERÍA ESPAÑOLA POR SUSTANCIAS

AÑO CARBÖN METALICOS INDUSTRIALES CANTERAS TOTAL 1983 41 6 3 12 62 1984 42 6 2 7 57 1985 55 9 6 5 75 1986 29 1 1 7 38 1987 41 6 6 13 66 1988 37 1 3 24 65 1989 35 2 3 16 56 1990 34 1 0 19 54 1991 18 3 6 15 42 1992 25 2 2 9 38 1993 19 1 0 11 31 1994 21 2 0 13 36 MEDIA 33,08 3,33 2,67 12,58 51,67

Tendencia de la mortalidad en la minería española

0

0,2

0,4

0,6

0,8

1

1,2

19671969

19711973

19751977

19791981

19831985

19871989

19911993

Indi

ce d

e M

orta

lidad


ACCIDENTES EN LA MINERÍA ESPAÑOLA SEGÚN EL MÉTODO DE EXPLOTACIÓN

MÉTODO ACCIDENTES MUERTOS HERIDOS NUMERO TOTAL

VICTIMAS % S/TOTAL

CANTERAS 25 15 11 26 21.31

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

SUBTERRÁNEOS

1 0 2 2 1.64

TOTAL 111 54 68 122 100

CAUSAS DE LOS ACCIDENTES EN LA MINERÍA ESPAÑOLA

CAUSA % S /TOTAL

CAÍDA DE OBJETOS 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

Año 1989 1990 1991 1992 1993 1994

COMUNIDAD Muertos Tasa Muertos Tasa Muertos Tasa 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

FUNDAMENTOS DE LABOREO DE MINAS LABOREO II Y EXPLOSIVOS 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 corrección.

Ø Leyes y reglamentos más exigentes, tanto para las empresas como para los

operadores, como se verá en el próximo capítulo.

FUNDAMENTOS DE LABOREO DE MINAS LABOREO II Y EXPLOSIVOS 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


• 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.


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.

FUNDAMENTOS DE LABOREO DE MINAS LABOREO II Y EXPLOSIVOS 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.

FUNDAMENTOS DE LABOREO DE MINAS LABOREO II Y EXPLOSIVOS 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

FUNDAMENTOS DE LABOREO DE MINAS LABOREO II Y EXPLOSIVOS 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. Ámbito de aplicación y fines. Capítulo 2. 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.

FUNDAMENTOS DE LABOREO DE MINAS LABOREO II Y EXPLOSIVOS 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

FUNDAMENTOS DE LABOREO DE MINAS LABOREO II Y EXPLOSIVOS 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 reparaciónD.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 mantenimien-

to 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 departamen-

to 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 estableci-

das.

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.


ORGANIGRAMA DEL DEPARTAMENTO DE MANTENIMIENTO EN PINTO VALLEY

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 - 4 Eléctricas Marion M-4s de 9" de diámetroExcavadoras - 2 PH 2100BL (15 yd ) eléctricas y3

3 PH 2300 (20 yd ) eléctricas3

Palas cargadoras - 1 Pala Dart-600 con cazo de 12 yd3

Volquetes - 15 volquetes de 150 Ton. y 5 de 170 Ton. todos eléctricos

Equipo auxiliar - 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,

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

- H = HORAS EXISTENTES = RECURSOS = 365 x 24 = 8760 Horas /añoE

- H = HORAS PROGRAMADAS= nº días x relevos/día x horas/relevoP

- H = HORAS TRABAJADAS por el equipo o la flotaT

- H = HORAS DE TACOMETROTc

- H = HORAS PARADAS por reparación y mantenimientoPEM

- HORAS TRABAJADAS = H = H - H = Horas programadas-Horas paradas porT P PEM

reparación y mantenimiento HP

% UTILIZACIÓN = ----- .100 H E

H T

% DISPONIBILIDAD = ------ . 100 HP

H Tc

% RITMO = ----- .100 H T

% 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

CURVA DE COSTES DE MANTENIMIENTO ACUMULADOS

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 ho-

ras trabajadas, veremos que el

resultado es, en la mayoría de los

casos, una línea quebrada y as-

cendente.


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 escalona-

mientos 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 manteni-

miento 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 Horas Coste ObservacionesM.P. Realizado Tacómetro Piezas


PARTE DIARIO

Día Mes Año

nº Vehículo Modelo nº serie

Relevo Operario

Horas de funcionamiento Rendimiento estimado en T o m3

Trabajo servicio

a)Tiempo perdido 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 A B C

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


FICHA DE INSPECCIÓN DE M.P. 50 HORAS A B C

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


Unidad nº PARTE MENSUAL Principio del mes

Mes Final del mes

AñoHoras operadas

Horas acumuladas

HORAS DE TRABAJO HORAS DE REPARACIÓN DE AVERÍA COMBUSTIBLES ACEITES LUBRICANTESDía HORAS HORAS TOTAL TIPO INSPECCIÓN ESPERA POR UNIDADES GAS OÍL ACEITE MOTOR SISTEMA FLUIDO COSTE DISPONIBILIDAD

POSIBLES REALES HORAS REPARACIÓN AVERÍA AUXILIARES (lts) (lts) HIDRÁULICO TRANSMISIÓN PIEZASRELEVO

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


Unidad nºPARTE ANUAL

Año Horas trabajadas / año

Horas acumuladas

HORAS DE TRABAJO HORAS DE REPARACIÓN DE AVERÍA COMBUSTIBLES ACEITES Y LUBRICANTES

HORAS HORAS TOTAL TIPO INSPECCIÓN ESPERA POR UNIDAD GAS OÍL ACEITE SISTEMA FLUIDO COSTE DISPONIBILIDAD

POSIBLES RELEVO HORAS REPARACIÓN AVERÍA AUXILIAR (lts) 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 imprescindi-

bles 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 especiali-

zación 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 m 2

Coste del taller equipado en Euros

CUADRO DE TAMAÑO Y COSTE DE CAPITAL DE UN TALLER

TAMAÑO RITMO SUPERFICIE COSTO

(tpa) (m ) ($)2

Pequeño 2 - 8 2.500 1 000 000

Medio 10 - 25 15.000 8 000 000

Grande 30 - 50 25.000 15 000 000

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.


TALLER DE UNA MINA PEQUEÑA

TALLER MINERO DE CAPACIDAD MEDIA O GRANDE *

Adjuntamos los esquemas de unas plantas de talleres correspondientes a los tamaños citados

en el cuadro anterior.


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 pa-

recido 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 mantenimien-

to 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 conmedidores de caudales.

- Unidad móvil cisterna para abastecimiento de combustible con equipo moto-bomba ycontador.

- Unidades móviles electro-mecánicas para las excavadoras, dragalinas, perforadoras, asícomo para las mismas subestaciones de transformación eléctricas, con los siguientessuplementos:

- 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


MAQUINA DE MOVIMIENTO DE NEUMÁTICOS EN CAMPO

comunicación, debe de existir un enlace inmediato y claro entre los talleres, las unidades móviles

y las máquinas.

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


MANTENIMIENTO DE UNA EXCAVADORA EN CAMPO CON EQUIPOS MÓVILES

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.

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/cm a través de monitores o de unas lanzas con boquillas de alta presión para quitar todo el2

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


PLANTA DE UNA ESTACIÓN DE SERVICIO MINERA

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.

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

EXPLOTACION

OPERACIÓN

ENERGIA

PERSONAL

REPUESTOS

MANTENIMIENTO

TÉCNICOS

DIRECTOS

INDIRECTOS

CAPITAL

AMORTIZACION

FINANCIEROS

SEGURO

COSTE TOTAL

TRATAMIENTO

OPERACIÓN

ENERGIA

PERSONAL

REPUESTOS

IMPUESTOS

MANTENIMIENTO

CAPITAL

AMORTIZACION

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 LOS CONCEPTOSDesmonte previo Supervisión y control

Preparaciones Operación Pozos y galerías Personal

Perforación MantenimientoVoladura Repuestos

Entibación Materiales ConsumosCarga Reparaciones

ExterioresTransporte EléctricaServicios Energía Diesel

Varios ExplosivosRelleno Amortización

Ventilación Capital Seguros

Desagüe 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.

Pn = P0 0.24M u

M 0

* 0.23Eu

E0

*0.24Mu

M0

* 0.29Cu

C0


justamente, así, se puede entonces en la minería a cielo abierto, medir la influencia del Ratio, queviene definido como:

Coste mineroR = -------------------- - 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:

siendo;

P , MO , E , C , los índices correspondientes al momento inicial y base de la comparación y 0 0 0 0

P , MO , E , C , los índices en el justo momento de la revisión, en los que:u u u u

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 :


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)

Método Coste operativo

Por cielo abierto

Corta pequeña 71.0 (X)-0.414

Corta grande 5.14 (X)-0.148

Por Interior

Block Caving 48.4 (X)-0.217

Corte y relleno 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


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

VARIOS 4,46 4,33 5

DEPARTAMENTO MINERO 179,69 179,75 190


COSTE DE UNA MINA SUBTERRÁNEA EN PTAS DE1990

ARRANQUE PERFOR VOLAD CARGA TRANS RELL SOSTEN TRITURAC SERVIC TOTAL PTA/T STAND % DESV

OPERACIÓN

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

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

MANTENIMIENTO

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

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

TOTAL

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

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

TOTAL 65.4 91.2 62.5 105.6 101.6 113 107 251 897 1500 1464 -2.4

PTA / T 109 152 104 176 170 189 178 420 1500 1375 9.1

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

Un proyecto minero o de cualquier otro tipo, se denomina de baja intensidad cuando la intensidadde 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 entre1 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 productivi-

dad 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.

INVERSIONES EN EXPLORACION EN EL AÑO 2001

LATINO

AMERICA

28%

CANADA

17%

AFRICA

14%

USA

8%

ASIA-

PACIFICO7%

RESTO

MUNDO

9%

AUSTRALIA17%


- 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.

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 enDÓLARES USA de 1987

POR CIELO ABIERTO

POR PEQUEÑO CIELO ABIERTO 160.000 (X)0.515

POR GRAN CIELO ABIERTO 2670 (X)0.917

POR INTERIOR

BLOCK CAVING 64.800 (X)0.759

CORTE Y RELLENO 1250.000 (X) 0.461

CÁMARAS Y PILARES 97600 (X) 0.644

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.


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

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.

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 ÁREA (Km ) TIEMPO (años) PROBABILIDAD2

REGIONAL 25 - 10 1 - 2 INFINITA5

EXPLORACIÓN 10 - 3x10 2 - 3 10 : 14 6

EVALUACIÓN 500 - 10 1 - 5 10 : 13 4

DETALLE 0,2 - 10 2 - 5 10 : 13

DESARROLLO YACIMIENTO 2 - 5 2 : 3

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

FUNDAMENTOS DE LABOREO DE MINAS LABOREO II Y EXPLOSIVO

INVERSIÓN DE ACTIVOS T+ *

CAPITAL CIRCULANTE * ------> SALIDAS DE FONDOS- *

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 R---------------------------------------------------

------>ENTRADA DE FONDOS

ENTRADA FONDOS - SALIDA FONDOS = CASH-FLOW OPERATIVO

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

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:

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 CF1 CFp CFp

VAN = -------- + --------- + ...... + --------- = Σ0

p

----------

(1+i)0 (1+i)1 (1+i)p (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.


CFO CF1 CFp 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).


ÁRBOL DE SENSIBILIDADES DE UN PROYECTO MINERO

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

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.


CURVA DE COSTES MINEROS VERSUS PRODUCIONES DE METAL DE COBRE * * *

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.

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 horario del equipoCoste por metro cúbico = -------------------------------------(Euro/m )3

Producción horaria en m3

Coste horario del equipoCoste por tonelada = --------------------------------(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 m o tonelada movida, debemos de obtener del equipo de3

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 (E ) de eficiencia1

del equipo con el que se trabaja y otro (E ) de organización técnica de la obra. En los cuadros 1,2

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 EFICIENCIA DE EFICIENCIA DE GENERALES EQUIPO E ORGANIZACIÓN E

FACTOR DE FACTOR DE

1 2

BUENA 0,90 1,00

MEDIA 0,80 0,85

BAJA 0,70 0,65

CUADRO 2.- EFICIENCIA COMBINADA (E= E X E )1 2

EFICIENCIA EFICIENCIA ORGANIZACIÓN TÉCNICA DEL EQUIPO E E

(E )1

1 2

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:

3600 * C * E * F * H * Ac

Producción en material suelto = ----------------------------------( m /h) t3

s c

3600 * C * E * F * H * A * Vc

Producción en material en banco = ------------------------------------------(m /h) t3

b c

siendo:

C = Capacidad de la cuba (m )c3

E = Factor de eficienciaF = Factor de llenado de la cubaH = Factor de corrección por altura de la pilaA = Factor de corrección por el ángulo de giroV = Factor de conversión volumétricat = Ciclo de una cubada en segundosc

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 rodeten = número de cangilones o cubasq = capacidad unitaria del cangilón en t o m3


a) La capacidad de la cuba C es el factor que define precisamente a la máquina de carga.c

Puede establecerse bien en metros cúbicos o bien en toneladas, en cuyo caso la

capacidad de carga viene medida en m /h o en t/h, no siendo preciso en este último caso3

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 (m ); si el producto final será pesado por la báscula,3b

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

FACTOR DE LLENADOTIPO DE MATERIAL EXCAVADO

CAPACIDAD DE LA CUBA (m )3

4,50 6,75 9,00

EXCAVACIÓN FÁCILHúmedo 1,16 1,20 1,22Seco 0,96 1,02 1,02

EXCAVACIÓN MEDIA 1,04 1,06 1,06EXCAVACIÓN DURA 1,12 1,16 1,17

MATERIAL VOLADOBien 1,00 1,02 1,02Mal 0,91 0,95 0,97

CUADRO 5.- FACTOR DE LLENADO EN PALAS Y MAQUINAS HIDRÁULICAS

PALAS CARGADORAS YEXCAVADORAS HIDRÁULICAS FACTOR DE LLENADO (SAE) Agregados húmedos mezclados 0.95 -1.00Agregados uniformes 0.90 -1.00 < 3 mm 0.85 -0.90granulometría 12 - 20 mm 0.90 -0.95 > 42 mm 0.85 -0.90Marga o arcilla húmeda 1.00 -1.10Tierra Vegetal, piedras sueltas, raíces 0.80 -1.00Materiales cementados 0.85 -0.95 Bien fragmentada 0.80 -0.95Roca volada Normal 0.75 -0.80 Mal fragmentada 0.60 -0.65


CUADRO 6.- FACTOR DE LLENADO PARA RETROEXCAVADORAS

RETROEXCAVADORAS HIDRÁULICAS FACTOR DE LLENADO(SAE)

Marga mojada o arcilla arenosa 1.00 -1.10Arena y grava 0.90 -1.00Arcilla dura y resistente 0.75 -0.85Roca volada bien fragmentada 0.60 -0.75Roca volada mal fragmentada 0.40 -0.50

c) 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 ÁNGULO DE GIRO (º)DE CORTE

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

e) 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.

V kg/m de material suelto s3

V = --------- = --------------------------------------------V kg/m de material en bancob

3


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 Vs P.E. = ---------------- x 100 = ( --------- - 1 ) x 100

Vb 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 Densidad en Porcentaje de Factor deKg/m Kg/m suelto expansión conversión3

en banco (P.E.) volumétrica 3

(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

Rocas y piedras trituradas 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 50-80 0,67-0,56

Yeso 3000 1720 74 0,57

Caliza volada 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

f) 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 VUELTAS VELOCIDAD VELOCIDAD VELOCIDADDE LA CUBA POR DE ELEVA- DE ELEVACIÓN DE DRAGADO

(m ) MINUTO CIÓN (m/min) (m/min) (m/min)3

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 DURACIÓN DEL CICLO EN (s) PRODUCCIÓN EN (m /h) DE CUBA (m )3

3

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.


TRAYECTO EN "V" DE LA CARGA CON PALA

CUADRO 10.- PRODUCCIÓN DE DRAGALINAS Y EXCAVADORAS DE DESMONTE SEGÚN

LAS CONDICIONES DE CARGA Y ARRANQUE DIRECTO

DURACIÓN DEL CICLO EN PRODUCCIÓN en m /h (s) (banco/hora real trabajada)

3

CAPACIDAD LONGITUD Fácil Media Dura Fácil Media Dura DE LA CU- PLUMA

BA (m ) (m)3

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 t = t + t , en donde:c f v

t = tiempo fijo (carga, descarga, f

giros)

t = tiempo variable (tiempo de reco-v

rrido de las distancias d y d de1 2

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 m de capacidad de la cuba3

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 COMPLETO DEL TRANSPORTE

Ciclo básico del Transporte =Tiempos fijos + Tiempos variables

TIEMPOS FIJOS = tiempos de (carga +maniobras + descarga)

TIEMPOS VARIABLES = tiempo de (ida + vuelta + esperas)

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 posiciona-

miento en función de cargar por uno solo de los lados de la excavadora o de los dos.

CONDICIONES DE LA TIEMPO TIEMPOOPERACIÓN DE CARGA por un lado por dos lados

(s) (s)

Favorables 9 5

Normales 18 10

Desfavorables 30 15

2) 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 TIEMPO DE OPERACIÓN DE DESCARGA DESCARGA (s)

Favorables 60

Normales 78

Desfavorables 90 - 120


ASCENSO O DESCENSO

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.

Longitud del tramo (m)Tiempo de transporte en un tramo (s) = )))))))))))))))))))))))))Q x 3.600

Velocidad media en km/h

Según la distancia del tramo y el perfil a reco-

rrer, 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 veloci-

dad 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-

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 TRAMO CORTO, UNIDAD UNIDAD ENDEL TRAMO HORIZONTAL, PARTIENDO DEL MOVIMIENTO AL

(m) EN BANCO DE CARGA PUNTO DE ARRANQUE 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.


FACTOR DE RELACIÓN VELOCIDAD Peso / potencia (kg/CV)

Más elevado 128 - 137

Medio 155 - 182

Más bajo > 182

4) Las gráficas para la determinación de las velocidades proporcionadas por las especifica-

ciones 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:

+ - Resistencia a la rodadura elevada- En el transporte: * - Resistencia a la rodadura variable

. - Pistas embarradas

+ -Conductores inexpertos * -Largos trayectos en descenso

+ Continuos * -Pistas de un solo carril* . -Puntos de cruce

- En ruta * + -Curvas cerradas* * -Curvas múltiples . Discontinuos * -Poca visibilidad, nieblas

. -Puentes, gálibos, túneles

+ -Colas de espera en carga o descarga- En carga y descarga * . -Caída de bloques


+ -Tajo no preparado* -Inexperiencia del operador de carga* -Mal posicionamiento del volquete * -Mala fragmentación de la voladura

- En carga * -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 COEFICIENTE DE DISPONIBILIDADMANTENIMIENTO (%)

Favorable 90

Normal 85

Desfavorable 75

2- 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.......... 2 %

Tramo Long Resist. Pendiente Recorrido cargado Recorrido vacío

rodad. (%)

(m) (%) ida vuelta V 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 Ciclo en s.Maniobra en la zona de carga 18,0Espera 60,0Carga por pala 225,0Maniobra de salida 24,0

Ciclo de idaTramo 1 18,0 " 2 70,2 " 3 177,0 " 4 127,8 " 5 69,0 " 6 163,8 " 7 121,2 " 8 8,4 Maniobra de descarga 67,8Espera de descarga 60,0Maniobra de salida 18,0

Ciclo de vueltaTramo 1 15,0 " 2 34,8 " 3 90,0 " 4 19,8 " 5 49,8 " 6 55,2 " 7 34,8 " 8 6,0Cruces y esperas 60,0

CICLO TOTAL DE CARGA Y TRANSPORTE EN SEGUNDOS 1603,8

3600 x 0,85 x 49,9 152694Producción horaria por volquete = --------------------------- = --------------- = 95.2 t/h

1603,8 1603,8

Producción requerida 500 t/hFlota de Volquetes =--------------------------------------- = ------------ = 5,5 unid.

Producción por volquete 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.


ESQUEMA DE UN CENTRO DE CONTROL INFORMATIZADO

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.

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.

Valor de Adquisición - Valor residual - Valor fungiblesCoste de Amortización = --------------------------------------------------------------------------------

(€/h) Vida2. 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 MANTENIMIENTO

TIPO DE MAQUINARIA 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

Camión convencional Diesel 20000 17500 15000

Pala cargadora Diesel-Hidráulica 25000 20000 15000


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 = ------------------- (€/h)

Hpasiendo:

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 Alto Medio Bajo(C.V.)

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 PORCENTAJE

Favorables 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 m (2:1)3

PESO Kg 42 000 POTENCIA 450 C.V.

MATERIAL Caliza m (sólido) 2 500 Kg3

Factor VOLUMÉTRICO 0,8 m (suelto) 2 000 Kg3

UNIDAD DE CARGA Pala 988B CAT 375 C.V.

CAPACIDAD CUCHARA 5.35 m ciclo carga 180 s3

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

FLOTA VOLQUETES unidades 7

MARGEN CAPACIDAD DE CARGA % 9

MARGEN CAPACIDAD DEL TRANSPORTE % 19


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

VIDA Horas 25 000 30000

AMORTIZACIÓN Horas/año 12,04 8 68,04

CARGAS FINANCIERAS 5,50% 6,6 4,4 37,4

COSTE DE INVERSIÓN 18,64 12,4 105,44

COSTE DE OPERACIÓN UNITARIO UNITARIO EQUIPO

ENERGÍA CONSUMO l/h 42 55 425

PRECIO 0,5 € / l 21 27,3 212,5

ACEITES 10% ENERGÍA 2,1 2,7 21,2

PERSONAL INGENIERO 50

En € /h CAPATAZ 40

" MAQUINISTA 38 38 304

" PEONES 18 18 144

" TOTAL 56 56 538

NEUMÁTICOS PRECIO K€ 24,04 27,05 213,36

VIDA (h) 3 200 4 000

COSTE (€ /h) 7,51 6,76 84,84

CUBA PRECIO (€) 30 000

VIDA (h) 5 000

COSTE(€/h) 6 6

MANTENIMIENTO VALOR (€) 12,04 8 68,04

Valor porcentaje COSTE (80%) 9,63 6,4 54,43

TOTAL OPERACIÓN €/h 102,24 99,19 887

TOTAL INVERSIÓN + OPERACIÓN €/h 120,88 111,59 992,44

COSTE POR TONELADA € / t 0,24 0,22 1,98

Para una producción de 500 t/h


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 des-

pués 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.


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


APLICACIONES INFORMATICAS A LA PLANIFICACION MINERA

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)


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 va-

riabilidad 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.


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


APLICACIONES INFORMATICAS AL LABOREO DE MINAS

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.


La aparición, bastante reciente, de las facilidades de entrada y salida gráfica en los microprocesa-

dores, 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:


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.


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 rendi-

mientos 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 mo-

mento 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.


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 aprovecha-

miento del yacimiento. Modelización por medios de estadística, estocástica o geoestadísti-

ca. 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

Geoestadistica SI (adicional) SI SI SI SI SI

Modelo geológico 3-D y subdivisión en 3-D y 3-D 3-D y bloques 3-D Plantas ybloques bloques krigeados secciones

sólidos 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 Adicional por 3-D sólido NO NO NO NO subterráneo tarjeta

Topografía Adicional SI SI SI Adicional Adicional

Planificación y Adicional SI NO SI SI Adicionalprogramación


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 dife-

renciadores 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

- Arranque

- Carga

- Transporte

- Servicios

4. 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


ESQUEMA DE UNA SONDA MICROSÍSMICA DEDOS CAPTADORES

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 determina-

ción 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 consecu-

ción 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, suscepti-

bles de ser grabados directamente en "cassette",

para pasar a la fase de evaluación, sin eliminar,

pero si reducir la captación de los testigos conti-

nuos en sondeos normales.

Y no menores han sido los avances de las técnicas

de evaluación por ordenadores de los yacimientos


DISEÑO POR ORDENADOR DE EXPLOTACIÓN A CIELO ABIERTO

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.


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.


COMPARACIÓN DE CONSUMO DE ENERGÍAS ENLAS PERFORADORAS MODERNAS

Entre los más significativos debemos destacar por orden de proceso:

2.3.1. Perforación

En dos campos se han introducido sustancia-

les 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 resis-

tencia opuesta por la roca penetrada, consi-

guiendo 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-

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


CAMIÓN DE MEZCLA Y CARGA DE EXPLOSIVOS

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 Nitrato

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 nota-

ble 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 oligo-

pólicos

.

La mecanización de la car-

ga 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.


REGISTROS DE TENSIONES E INTENSIDADES PORCONTROL ELECTRÓNICO

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, au-

mentando 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 presuriza-

ción, han sido también causa de ahorro

energético y de simplificación y precisión de

los controles, mandos y mecanismos operati-

vos para el maquinista al sustituir a los anti-

guos mandos o controles de aire comprimido.

El doble mando, con ubicación de los opera-

dores 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 per-

mitido 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 m de capacidad (PH 2800/4200 y BE 285)3

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


ESQUEMA DE PLANTA DE CONVERSIÓN ELÉCTRICA EN UNA EXCAVADORA

mejorar los ciclos y especialmente sus consumos energéticos como en el caso del registro adjun-

to.

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 m por las3

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 rendi-

mientos comparables a los de los motores eléctricos y pudiendo transmitir potencias mayores del

anterior limite de los 2000 CV (1500 KVA).


VOLQUETE MINERO CAT 789B

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. Reciente-

mente ya en el siglo XXI se ha producido el

ensayo de volquetes con más de 300 tonela-

das.

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.


TRITURADORA MOVIL DE MEIRAMA

CINTA SANDWICH DE ALTA PENDIENTE

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-

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 des-

plazamiento de la machacadora y de las cintas

entre un banco y el inferior (Menos de 24 horas)


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 trans-

ferencia, 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

SO , que el sistema de tostación de las piritas en las "teleras" provocaba en las poblaciones próxi-2


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.

¿Cuántos 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 urbani-

zaciones, 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.

MINAS


REPARTO DE LA TARTA MINERA

RELACIÓN ENTRE COSTES YSUPERVIVENCIA

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 ca-

mino 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 implanta-

ción 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 adquiri-

das por otras o han adquirido otras en

las últimas dos décadas? Y ¿cuantas

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 obstácu-

los principales del camino: La reconversión y la competen-

cia 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.


ZONAS DE IMPORTANCIA MINERA FUTURA EN EL MUNDO

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 Soviéti-

ca, 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.

Hace siete años la empresa americana de fabricación de maquinaria minera y obra civil "Caterpi-

llar" 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.


PORTADA DEL TRABAJO PRESENTADO ENEL AMERICAN MINING CONGRESS POR

CATERPILLAR

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 signifi-

cativo sobre como serán los negocios en los

próximos 20 años.

2.- TENDENCIAS GLOBALES.

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


RELACIÓN ENTRE CRECIMIENTO DE LA ECONOMÍA Y PRECIO DE LOS METALES

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.

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 desarro-

llo 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 libre-

mente 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 eléc-

trica 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 mi-

nería, 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 conse-

cuencia, 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 PARADA DE LAS MINAS NO COMPETITIVAS EN U.S.A.

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 dóla-

res cada año, lo que obligará

a los fabricantes de la maqui-

naria y equipos a comprome-

terse con la industria minera

para ayudarla a mantener

descendente el costo operati-

vo por tonelada. A un nivel

global podrían multiplicarse

estas cifras por 3 o 4 veces

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 hora-

hombre trabajada.


PRODUCTIVIDAD EN LAS MINAS DE COBREEN U.S.A.

PRODUCTIVIDAD DE LAS MINAS DE CARBON ACIELO ABIERTO EN U.S.A.

PUNTOS CLAVE DE LAS TENDENCIAS MINERAS

* Lo mayor era lo mejor

* La búsqueda del ahorro energético

* El uso de las grandes excavadoras

* La creciente mejora de las técnicas de mantenimiento

Los puntos clave para lograr tales aumentos fueron: los incrementos en la producción unita-

ria 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.

Si las tendencias de la minería en la década de los años 70 fueron que :

sin embargo, aparecieron otros graves e inesperados problemas como las nacionalizaciones, la

crisis en los precios de la energía, etc.


* Una mayor utilización horaria de las máquinas.

* Simplicidad en la corrección de inconvenientes en la opera-ción y en el mantenimiento.

* Una maquinaría más "verde".

* La compra por uso horario (Pago por hora trabajada).

* Una red informática más perfecta..

* Una mayor productividad en la minería subterránea.

* Sistemas más continuos de trabajo.

* Minería in situ.

* Maquinas autónomas.

* El enfoque sobre el transporte minero interior

* Pensar en la robustez del equipo

* Compartir los riesgos

Durante la década de los 80 las tendencias fueron :

y otros problemas más reales fueron el costo de la financiación, las regulaciones medio - am-

bientales, etc.

Cabe pensar que para la década de los años 90 las tendencias más importantes en la operación

minera serán:

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-

ben esperarse los siguientes

objetivos:

y siempre con el fin de reducir aún más los costes por tonelada arrancada.


"LO GRANDE ES LO MEJOR"

"LO GRANDE DEBE SER REALMENTE LO MEJOR"

* 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 .

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:

por uno nuevo o más preciso como:

La economía de escala buscada en las minas, a través de las grandes unidades, se obtendrá

siempre y cuando realmente NO suceda que:

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 por-

centaje 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:


REPART0 DE PORCENTAJES ACUMULADOS DE VOLQUETES ANIVEL MUNDIAL

REPARTO PORCENTUAL DE VOLQUETES TRANSMISIONMECANICA VS ELECTRICA CLASE 120 -150 t

* Reducir el número de

unidades con capacida-

des 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 porcen-

tajes relativos de las gran-

des unidades con transmi-

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 funda-

mentales en la industria minera ha sido el

creciente uso de los volquetes de

transmisión mecánica, ya que su fiabili-

dad ha ido mejorando en los tamaños

mayores. Los gráficos adjuntos muestran

como la tendencia hacia los volquetes de

transmisión mecánica que comenzó en el

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


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.

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:

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/ su-

ministrador.

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 neu-

máticos. 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:

¿Cuánto 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 suminis-

tradores" 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 contem-

plarse, 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 actual-

mente.


* 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 m de material arrancado por hora y durando3

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 cómodamen-

te. 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 mante-

nimiento 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 NO en los gases de emisión deX

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 NO a través del usoX

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


PERFIL DE LA POTENCIA CONSUMIDA

(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 NO , resultaráX

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 permi-

tirá 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 energéti-

camente. Esta técnica eléctrica


DESARROLLO DE LAS MAQUINAS MINERAS EN EL SIGLO XX

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 ca-

racterísticas 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 tra-

bajó con la primera

generación de má-

quinas como fue

diseñando, constru-

yendo y vendiendo

unos equipos para

ser manejados por


LAS ERAS DEL DESARROLLO DE LAS MAQUINAS EN EL SIGLO XX

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 vehícu-

lo. 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.

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


VENTAJAS DE LOS SISTEMAS MINEROS AUTÓNOMOS

Menores costes. Incremento de los tiempos productivos.

Mayor y mejor control.Aumento de la carga útil.

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.

En principio la instalación de los sistemas de control autónomos será una cuestión de peso muer-

to, 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 LABOREO II Y EXPLOSIVOS

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.

• 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.



• 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.


• 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:


• 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

• El benchmarking


• Las certificaciones ambientales

• 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.

• El estudio de los impactos ambientales y su evaluación

• La correcta implantación y el adecuado desarrollo de los sistemas de gestión medioambiental

• 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

(kg/m3)

RESISTENCIA A LA

COMPRESIÓN (kg/cm2)

PROFUNDIDAD A LA CUAL SE ALCANZA LA RESISTENCIA MÁXIMA A LA COMPRESIÓN

POR PESO PROPIO (m)

Granito Arenisca Caliza Mármol Cuarcita Pizarra metamórfica Dacita y Bostonita Carbón antracítico Carbón bituminoso

2.720 2.400 2.700 2.700 2.820 2.800 2.960 1.550 1.350

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/cm2))

MODULO DE ELASTICIDAD

((kg/cm2))

ESFUERZOS ADMISIBLES ((kg/cm2))

ROCAS COMPRESION

TENSION

FLEXION

COMPRESION

EMPUJE

ESFUERZO

CRITICO

Granito, Gneis, piedra azul Caliza, mármol Arenisca Pizarra

844 563 352 703

84 56 11 21

112 105 84 352

492.000 492.000 211.000 984.000

84 56 35 70

84 56 35 70

14 11 11 13

MAMPOSTERÍA Granito Caliza Arenisca Piedra brasa Piedra labrada

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/cm2; en cambio, en un solo ejemplar de arenisca la variación fue de

124.000 a 540.000 kg/cm2.

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.

R O C A P O R O S I D A D(%)

Granito Arenisca Pizarra Lutita Caliza Arena Grava Arcilla Suelos

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.


M A T E R I A L ÁNGULO DE REPOSO (grados)

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

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 fortificación.


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 desprendimiento 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. "A cada esfuerzo corresponde una deformación". 2. "Si los esfuerzos cambian, también cambiarán las deformaciones". 3. "A mayor esfuerzo, corresponde mayor deformación".


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

FIGURA 1 FENÓMENO DE SUBSIDENCIA


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 completa 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/cm3 y

una resistencia a la compresión de 1,200 kg/cm2. 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 (20oC 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 comunes se ilustran en la figura 2


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/cm2). 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:

FIGURA 2 DEFECTOS DE LA MADERA


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/cm2.

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:

δ δ λ λ λ = (1 - a + b ) para < 100c2

donde: 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

100 para )(E)(

= 2

≥λλ

πδ2


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.


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:

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:

FIGURA 3 ESQUEMA DE DISEÑO PARA UN MARCO DE MADERA

xq 50 - x L q 50 = M 2tbtx ,,

)L( )q( 1250 = M2

bt,max

)L( 21

= X b

xq - L q 50 = xM

= T tbtx ,δδ


)L(q 1250 = M ; (a) = q 2bttt ,maxδ

)d( 0980 = W ; W

M = 3bsfb ,max δδ ≤

])L( q

[ 0841 d1/32

bsf

tb

δ,≥

donde: qt = Carga uniforme.

**t = Presión uniforme.

a = Distancia entre cuadros

Mmax = 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:

Para condiciones normales se puede tomar: "" = 0.5 y (( = 0.0025 kg/m3 , entonces :

donde: db = Diámetro del cabezal. (cm) Lb = Longitud del cabezal. (cm) a = Distancia entre marcos. (cm) *sf = Esfuerzo permisible de flexión. (kg/cm2) para madera de 2ª clase, 110 k/cm2

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

)a

( L 0841 = d ; La = q 1/3

sfbbbt δ

γαγα ,

31

, )a

( L 1170 = dsf

bbδ


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.

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

FIGURA 4 MAMPOSTA MECÁNICA AJUSTABLE


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/cm2 (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 utilizado 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 empleo, 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.


FIGURA 5 ARCOS RÍGIDOS DE ACERO

(A) Arco de dos secciones

(B) Arco de tres secciones

Detalle de la unión


FIGURA 6 PRINCIPIO DE TRABAJO DE LOS ARCOS CEDENTES

FIGURA 7 ARCO CEDENTE TIPO TOUSSAINT-HEINZMANN


FIGURA 9 ARCO CEDENTE TIPO KUNSTLER

FIGURA 8 ARCO CEDENTE TIPO GLOCKEN


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 indica 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 (top-

slicing), 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 colocación, 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 eliminado 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 (CO2) el cual forma una masa esponjosa, 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 PERNO CHAPA "PERFO"

pulgadas Mm pulgadas mm pulgadas mm

1¼

1 ½

13/4

2

2¼

32

38

44

51

57

3/4

1

11/8

1¼

13/8

19

25

29

32

35

11/16

1¼

1 ½

13/4

2

27

32

38

44

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 colocación.

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 mecánico 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 (1-

5/8"), 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 caso 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 recurre 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 como 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 traduciría 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.

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.

FIGURA 44 TIPOS DE PLACAS DE REPARTO (Ayala, Celada e Hidalgo, 1980)


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 utilización 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 sostenimiento 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 cemento-

agregados 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 densidad), 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

(pulgadas)

TAMIZ

(mm)

PORCENTAJE

TAMIZADO

3/4

1/2

3/8

# 4

# 8

# 16

# 30

# 50

# 100

# 200

20.00

12.70

10.00

4.75

2.36

1.18

0.60

0.35

0.15

0.07

100

80-95

70-85

50-65

35-50

20-35

10-22

5-13

2 - 8

0.15


100

90

80

70

60

50

40

30

20

10

0

200 100 50 30 16 8 4 � ½

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


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 transporte, 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/m3. 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 mas 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

Superficies inclinadas

Superficies verticales

Bóvedas y techos

5.0-10.0

15.0-18.0

15.0-20.0

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 (%)

90o

60o

30o

10.0-12.0

16.0-21.0

18.0-24.0

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 contra 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 comerciales 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 sistema 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)


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 51 ESCOMBRERA "AL MURO"

(López A., 1973)

FIGURA 52 RELLENO DE ARENAS CON ELIMINACIÓN DE AGUA

POR FILTRACIÓN (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

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)


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)

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 material (es)

FIGURA 55 DETALLE DE LOS ENSAMBLES EN LAS CHIMENEAS

(López A., 1973)


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/cm2).

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 (chock-

shields). 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 desplazamiento hacia el frente del cuadro

completo, se realiza en dos pasos: primero se “afloja” del techo uno de los conjuntos viga-

pierna 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 empuja 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

®®®

Available in Front Shovel and Backhoe configuration, theCaterpillar® 5230 is matched to the Cat® 785B truck, but canalso effectively load the 789B and 793C trucks. These matchesprovide efficient loading and hauling systems for mining.

Operating weights (approximate)Front Shovel 318 420 kg 702,000 lbBackhoe (ME) 316 600 kg 697,980 lb

Bucket capacitiesFront Shovel 15.5 to 17.0 m3 20.2 to 22.2 yd3

Backhoe (ME) 16.0 to 27.5 m3 21.0 to 36.0 yd3

Cat 3516 Engine (Gross) 1175 kW 1575 hp(Flywheel power) 1095 kW 1470 hp

5230Hydraulic Shovel/Backhoe

MOTOTRAILLA TRABAJANDO EN CARBÓN

MOTOTRAILLAS EN SISTEMA PUSH-PULL

®®®773DOff-Highway Truck

Maximum grossmachine weight 92 500 kg 204,000 lb

SAE 2:1 capacity: 35.2 m3 46.0 yd3

Payload capacity with flat floor 52.9 mt 58.4 tons16 mm (0.63") 400 Brinell liner 48.9 mt 54.0 tons

Cat® 3412E EngineGross power 509 kW 682 hpFlywheel power 485 kW 650 hp

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

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Laboreo II