FACULTAD DE CIENCIAS INSTITUTO DE GEOCIENCIAS DEPARTAMENTO DE GEOLOGÍA - «-**•

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EXPLOTACIÓN DE

YACIMIENTOS -1991-

Autor: Ing. Ernesto L. Pesce Cola bora dor: Bach. Alejandra Martinez

EXPLOTACIÓN DE YACIMIENTOS -1991-

Autor: Ing. Ernesto L. Pesce (1) Colaborador: Bach. Alejandra Martínez (2)

(1) Profesor Adjunto del Departamento de Geologia. Ing. Civil y M. Se. Ing. de Minas.

(2) Ayudante del Departamento de Geologia. Bachiller.

Dibujos; Alejandra Martinez Dactilografía: Heber Micheff

Alejandra Martinez

INTRODUCCIÓN RESERVAS ~ CUBICACIÓN 1

Loyj Es la relación en paso, qua indica la proporción que presenta el mineral con respecto a la roca en que se encuentra. Se ex­presa en: porcentaje, gramos por tonelada (g/T) etc..

- Concentraciones mínimas y máximas de distintos minerales, en diversas explotaciones del mundo.

M I N E R A L

• Antimonio t

i

? Cobre

| Cobre c/molibdeno

' Cromo

j Oro

C O N C E N T R A C I Ó N ;

M í n i m a s M á x i m a s *

j Hierro

4,5 %

0,5 %

15 %

5 %

0,2**% r v+ 0,05 T'o

35 #

28 c/o Oí /o

í Plomo 2 % 15 #

i Manganeso 33 ?S 5¿ P

Níquel 0,5 % y /o

! Zinc 3' # 20 %

RESERVAS

Reservas pueden ser probadas, probables o posibles.

Reserva.s. P.rqbad.as: La evidencia física de existencia del recurso debo estar medida en las tres dimensiones, a los efo-c tos de que la cubicación se considsre de reservas probada s.

La evidencie físi es comprende IÍS combinación do inf ormr.clon3s directas obtenidas en afloramientos, perforaciones, trincheras, gale rías subtemraneas, etc.. La densidad de la información se debe ade­cuar a las características del recurso, pues la continuidad (contlnui dad geológica, que se plantea como limitante en toda mineral ización) es imprescindible para el cálculo de.la cubicación.

Se les llama también reservas medicas, pues están dimensionadas -o medidas.Formalmente, lo que en realidad se mide es un modelo geomé trico que da lugar a la estimación de reservas. ñ®J^jy3JL J^FIÚ^J^PS,* ^e S U 9 1 S tener evidencias físicas en dos de las

tres dimensiones, entonces se maneja un cierto -grado de indeterminación o extrapolación de datos geológicos.

En tanto, en la tercera dimensión, generalmente se dispone de da­tos inferidos por consideraciones geológicas o geofísicas. La consta tación de una anomalía es equivalente a la extrapolación de datos en base a un criterio geológico. Están sujetas a exploración por méto­dos exploratorios. $RBI£FyQs^PJíibj££i So tienen evidencias físicas predominantemente on

una dimansión. So los llama también inferidas, ---hipotóticas o indicativas. Son indicatives de los ostudios prospecti vos, exploratorios que deberían llovarsa c cabo (indican la dirección a ~guir). Lo más correcto os no cuantificarias.

Reservas estimadas son todas, incluso les probados pues están su-jotes a error.

En una situación concreta, van a coexistir los tros elesos d:j re­serves. Un proyocto de explotación sólo se puede besar on ¿reserves probados, con un morgón de error reducido.

Lo cantidad y eclided de información so debo corresponder con ol objetivo del trebejo, entonces no se puedo nobler do que la informo ción es suficiente o no, so dube especificar poro quó.

MÉTODOS PE CUBICACIÓN; de los poliedros, de los isolineas, etc., des cripción, aplicación, ejercicios.

Mó tjppp^ 1 sJj^JLjjiejriJSi Esto mótodo encuentre gren cplicrción en me torio, de prospección geológico, ya que re­

sulte adecuado pero representor los cembins de lo forme y propieda­des de la minerol.ización o estudiar, permitiendo der un': idee mes clore quo el mótodo do los poliedros, en relación e les corectorístjL ees litológicas y estructúreles del yacimiento.

El trozado de los isolínees (potencie., ley) no difiere on node, de los procedimientos clásicos de trozado de curves que miden isopropiij dedos (batimetría, topografía, et c . ) .

Le separación de les isolínees se elige teniendo en cuente le na, turelozo del yacimiento, le forme, les perforaciones y otros detos. -quo se cuenten. Procedimiento:

e- Se unen los puntos de iguel potencie, extrapolando los velores cuando see. nesceserio'

* b~ Se unen los puntos de iguel ley, oxtrr.polendo los velares cuen do sao necesario;

c- Les áreos esí determinados por curvas da isopotencie e isocon-contreción se miden con un plenímetro;

d- Se multiplico el oreo anteriormente calculo do por el menor ve­lar de potencio y el menor valor de ley, de les curves oue de­limitan el área (mínimos de borde);

i

y ' ' *' ~ — o '

/ , lsotín«w 4* \tn /

• — toiínta 4f pC't «rafa A í¡ «foración

- HE TODO de los IS ©LINEAS —

B - se realiza la sudatoria de los volúmenes asi determinados, f - ver Fie,

Hé t.o.cfa da, X°A ^P^A 9^.? 0 3.* Este procedimiento de cubicación es de gran simplicidad, pero presenta algunas desventa-»

jas, como el no tener en cuenta las características geológicas del ya­cimiento, el no brindar una idea sobre las características naturales de la mineralización y en gran medida su aplicación dependerá de la distribución de la información.

Procedimiento s a) en un plano a escala se unen cada perforación con las

más próximas que la rodean. b) se trazan las mediatrices correspondientes a cada uno

de los segmentos que unen cada par de perforaciónas.

c) da cada polígono resultante se mide el área (planime-tro o por triangulación).

d) el área de cada polígono se multiplica por el espesor y la concentración (ley).

e) se realiza la sumatoria da los volúmenes asi determi­nados •

Puede ocurrir que con las perforaciones periféricas se tenga dificuj¿ tad para cerrar los poliedros, en estos casos una de las formas de so­lucionar este problema, es carnosa observa an la figura.

— MÉTODO de ios POLIEDROS —

^SAXPAJAiíCANICA DE JAUTAS

]ÍDͧ.XA§A ~ (puede ser de compresión a de tracción. Ejemplar: cilindrico (base A, altura L

y diámetro de la base D)

Cuando se someto el ejempl a r a ansavo (en una prensa), se obssraa y se mide la deformación, a intervalos regulares, de­terminándose la gráfica j siendo la deformación unitaria: ^ _ «5- L

' L

i

L

A

í) -

"i L/T

siendo el coeficiente de Poisson

La gráfica tiene un comportamiento esencialmente* lineal siendo el módulo de Young.

^ Se define como resistencias la compre ! ... • -"r^r... sión a la máxima tensión que se i * • . > , j : obtienE en el ensayo t ens ion-de formación *! / . ' ,,f se está asumiendo que' A es constante, ! '; ¿ aunque en realidad varía, tanto en com-! ,/' ! presión como en tracción. La tensión cp_

rrespondiente al último punto de le grá fica es la de rotura, si bien el mate­rial ya fracturó antes.

Considero un cubo unitario en el espacio, donde se define un sistema de coordenadas ortogonales x, y, z. Supongamos que se ejerce una misma fuerza según l a s tres direcciones, las deformaciones correspondientes -serían:

"x ~ "* " *"*" '

. — . — J í »

n .

r , = - y - • (

Estas son las denomina­dos "ecuaciones de com­patibilidad" .

°t se consiga ra un CV.\* de. roca situado s un*», cierta *>rcrundíd?.d, y -dentro de la masa rocosa en condiciones de isotropía (las tensio­nes en planos horizontales serán iguales) v de confinamiento perfac-to (no habrá deformación en el plano horizontal), sa tendrá iua:

siendo ~ - v '¿ = >• ,T = 0 entonces(sustituyendo an

las ecuaciones da compatibilidad): T ~ - J . - T ¿ A 7 " „ • ~ _ J-T' ,)^~ j ?- - ¡/ ^ y */ ¿ y >"/ ^* '/-fe

do A ja ji^/JF .-) rrx v í"" TÍ. ¿ dec '/ R ¿' / _ -R~ ,Jy

Ensayo "brasileño" o de tracción indirecto

Ejemplar: cilindrico, de altura, t manor "ue el di ama tro de la base I.

El ejemplar se apoya en la superficie lateral, sobre la cuál se ejer­ce una presión axial P. Se observa r-ua la rotura se produce en trac­ción (esfuerzo inducido) en el plano horizontal cue - aproximadamente •-pasa por el centro de las bases circularos del ejemplar.

Se define a la tensión de tracción indirect? como la relación en­tre las fuerzas ejercidas (de valor P en cada a^oyo) y la superficie lateral del cilindro: — ~

t = ¿ f .

Tensión tangencial

El ejemplar se ensaya en una prensa nua produce una fuerza que • puede descomponerse en una componente normal y en otra tangencial.

P rs T3 ~*J

+ P

L? tensión f n s o n c i a l TV serf .if.ua 1 a 1^ relación entre la fuerza tangen cial m y el are* de la superficie de rotura seeún el rlano p.

Variando al áaaulo delimitado per la inclinación del ejemplar y la ver tical, se puede realizar una serie de ensayes cue permiten determinar 1" relación entre la tensión tangen­cial de rotura del materia.1 y la ten síóin normal.

Bicha relación as aproximadamente lineal; en la gráfica correspondien­te se define /> (ángulo con el eje de abscisas) como el ángulo de fracción residual, y C r (ordenada en el origen) como la cohesión :'rocr. sobre roca" o de "reca fracturada'»

Ensayo triaxial - Es el mismo que se suele realizar con. s u e l o s : se trata de un ensayo de compresids confinada

(el ejemplar está sometido a una tensión lateral u n i f o r m e t cuantío se le somete a una compresión axial h a s t a su rotura).

En un diagrama &- 7 tradicional, donde es el esfuerzo ,tangen~ cialt se pueden graficar los círculos da M5HS y bu envolvente l a cual» suponiéndola lineal» permite definir el ángulo de fricción interna tf> (ángulo con el eje de abscisas) y la cohesión C ( o r d e n a da en el origen).

También se puede graficar (tensión axial) en función de

(tensión di confinamien­t o ) , cuya relación es aproxi­madamente lineal*

0¡¡ *er¿ i<9 resisttucl* q

Calculando y en función de y y comparando c<

ecuación lineal que vincula a estas últimas, se obtiene:

^ÍZ-Sl cos. d 2 r

Cf« JiL+iS. ~ e e n . ^ (Ti <J4"<Í3

2 Sea.

Gí(¿Oi¿~éy¿ + 3en¿tg^~ 2 Ce + <J¡ (eos ¿ + j> + se* j> <f}

¿-ser, 4 ° 4~*!»fS I t~¡S*>ifí a í-9*m¿

métodos. t de . PJ3faM£J9K .X... If}^J3.^JM^ JliSPSA

Clasificación: Mecánicos y No Mecánicos "Pentro cV estos últimos *~-—«. s tinfruimo s

No. lAec&pijzos^

1 - Térmico: Son equipos del tipo de grandes sopletes que trabajan por combustión de una mezcla de gasoil y oxigena. Producen -

grandes llamaradas que sucesivamente calientan, dilatan y fracturan la roca. Como desventaja o inconvenientes, este sistema presenta:

a - alto costo b - dá lugar a perforaciones de geometría irregular c - provoca grandes desmoronamientos por lo cuál su avance es

irregular d - si existen cavidades en las rocas, no se trasmite calor e - altas temperaturas pueden llegar a afectar la roca desde el

punto de vista químico (puede haber desprendimiento de ga­ses nocivos)

Este sistema fue usado para crear cavidades en el fondo de perforacio­nes de modo de permitir la concentración de explosivos en la zona más profunda del pozo. Se utiliza en la explotación de macizos graníticos,

2 - Hidráulico: Sistema de ataque que consiste en un "chorra de aguo , ;

~ a altísima presión, del orden de 100,000 psi (psi= li bras/pulgadas" 1) el mótodo es 'aplicable por, ejemplo:

a - cuando la roca es dóbil (por e j . carbón) b — junto a los grandes excavadores de túneles

Desventaj as: a exige gran disponibilidad de agua b - el desgaste del metal del extremo de los eyectores provoca

altos castos de mantenimiento c - en minoría subterránea, es necesario realizar un circuito

cerrado de modo de poder reciclar el agua d - eliminación de impurezas.

•3 EjLéctri^q; electromagnético: se aplica por ejemplo a rocas pirobi tuninosas, cuando se quiere lograr

la '"pirólisis" in-situ (fragmentación y calentamiento en sitio) sin -remoción del material. Estas rocas contienen sustancia orgánica inso­luble, que se obtiene sólo por calentamiento y destilación destructi­va. En general, cuanto menor sea el tamaño de los trazos mejor es el rendimiento. c . , . , , , , ,

be aislan varios voiumonos do roca, y se les envían ga­ses a alta temperatura de mododc dar lugar a la pirólisis. Por medio de grandes diferencias de potencial, so'propicia el pasaje de carga -eléctrica de un polo a otro, utilizando lo roca como medio, de modo -que la descarga eléctrica la fracture. Desventajas: Alto costo. 4 - Sóji_ico: cpms'ste em provocar vibraciones de alta frecuencia. Tam­

bién es aplicada en rocas pirobituminosas, pues se traba­ja " in situ" y no hay remoción del material. Este método está en uto. po oxpurimental, por lo que es poco utikizado. Desventajas: Alto costo, fracturación heterogénea.

5 — L^ásejc: no exists desarrollo industrial en este campo, ni experimejí tación a gran escala, no obstante su potencialidad es sig­

nificativa. (Su principal aplicación, actualmente, consiste en la deter minación de direcciones; por ejemplo cuando se excava un túnel en une montaña, se trabaja simultáneamente en los dos extremos, con un error de desencuentro en el corazón de la montaña menor al l £ ) . Mé t o_d Q.3 r M e c ají i cos : son los más usados y se clasifican según el ataque

y la acción sobre la roca.

1 - Percusión impacto

2 - Rotación presión axial y giro 3 - Roto percusión impacto, presión axial y giro

El ataque mecánico presenta dos particularidades: 1 — El uso de herramientas especiales para la penetración en la roca

(brocas, etc.) 2 - El uso de un fluido, que se haca circular, a los efectos de remo­

ver los detritos (roca triturada). Este fluido puede ser: agua, -aire o alguna mezcla, esta servirá a su vez para refrigerar el sis, tema. El aire tiene el inconveniente de la polvareda que produce, lo que influye fundamentalmente en las explotac¿- Q n ü S subterráneas.

Teniendo en cuenta los problemas de ventilación y el restringido espa­cio existente allí, el polvo (cuyas partículas pueden permanecer sus­pendidas en el aire indefinidamente) constituye un serio problema*

Cualquiera sea el método de perforación se debe disponer de un fluido circulante en las paredes del pozo, a fin de extraer los detritos.

En el caso del aire comprimido este es inyectado dentro de la columna, sale por la broca y retorna por las paredes del pozo, llevándose los detritos. La velocidad de salide del aire es del orden de los 150 Km/h. Inconvenientes para el sistema: - Si el aire sale a excesiva velocidad las partículas provocarían un

desgaste artificial del trépano y las barras (efecto esmeril). - Si la velocidad es demasiado baja, la broca trabajare', sobre un col­

chón de detritos lo que enlentecería la perforación y aumentaría el desgaste del elemento cortante. Otro fluido utilizado es el llamado "niebla", que es aire con agua

en suspensión (aire 10-20 l/h) * E l agua aglutina las partículas de -polvo. A veces se utiliza una dilución de detergente al 1/° en el agua para favorecer el aglutinomiento.

Estableceremos ahora, una clasificación práctica de los métodos -mecánicos de perforación de roca:

.tp.qu.-L,3. Jl^AÓn icos, : ' .. - a Percusión clásica

b - Rotación c - Percusión , ]DTH ; !

a - Percusión clásica - El equipo se compone de una serie de barres -que van siendo introducidas una a una en la -

perforación, mediante la percusión ejercida por una máquina ubicada en la superficie del terreno. * (aire lR-2<* l/h aeua)

Consiste en un golpeteo continuo que va fracturando la roca median*» -c un trépano o broca (que es un elemento cortante resistente al es» fuerzo) t n

En la maoxda que avanza la perforación, las barra» son encas­tradas o embutidas sucesivamente una en otra»

La ventaja fundamental del equipo, es su aplicabilidad en cualquier roca. Inconvenientes: 1 - El que las barras na estén bisn ajustadas entro si o presenten des

gaste, produce una perdida de energía en la columna que lleva a una pérdida en la velocidad de avance» Este pérdida se produce en las uniónos de las barras; a la sexta barra colocada la velocidad de penetración es del 50% , ds la velocidad de penetración ini­cial.

Desvio de las Barra» Colocación Cofia Acero

¿g«t«M«toetife «tic

(fuera de ««cela)

«i uni6n de borra» (otepoVí)

Sserre eue *e 4. perdió

fuere de e*oei«

2 - En la medida que avanza la perforación, la columna sufro una d e s ­viación sn la dirección de perforación (acentuado por el desgaste de las uniones de las barras). Esto lleva a que sea un equipo d©

uso limitado en muchos métodos do minarla, pues la irregularidad de la perforación, trae problemas en el momento de colocar el ex­plosivo.

LimitantesS este equipo no es recomendable para grandes profundidades o grandes diámetros, en la práctica en general se trabaja con diámetros de basta 2-3 pulgadas y profundidad media -de 15 m , un aumento en diámetro o profundidad lleva a na yores pérdidas d» energía. En si ss una limitante economy ca, os más económico usar equipos da rotación.

En perforaciones profundas o petroleras, cuando por razones opera­tivas, so pierde parte do la columna, el pozo sa desvia 42 o 53 B i n -tencionalaonte", esto se logra taponeando el pozo o colocando una cu­ño de acero.

11

b Rotación - En general se aplica a rocas de fácil penetración, " K partir da ensayos de compresión,, se obtienen vaiores

estimativos de la resistencia a la penetración. El mecanismo de la -

perforadora sa basa en dos acciones simultáneas: presión axial y giro,

E¿3

-»rosco mocho

-•rosco hembra

Las bar-ras sn este equipo se conectan entre ai, por uniones roscadas {siste­ma, macho hembra)

Limitantes: La abrasividad de la roca, es una propiedad importante qué hay que tener en cuentaj ella introduce una de las li, mitantes fundamentales a asta tipo de equipo. Para rocas

no abrasivas cuya resitencia a la compresión sea mayor de 20*000 li­bras por pulgadas cuadradas, secó más conveniente (económicamente) atacarlas por percusión.

Mientras que en rocas abrasivas este valor se reduce a 8.000 li­bras por pulgadas cuadradas. Ventajas: - (sobre los equipos de percusión)

a) se obtienen valoree de velocidad da penetración mayores (en sal por ejemplo, puede superar loa 10 m /min }

b) es más silencioso c) no tiene limitaciones ni en profundidad, ni en diámetro.

Las barras pueden llegar a 9 m. cada una (o más) con dij, metros de 18 a 20 pulgadas, (las barras de 9ra pesan aproximadamente 100 Kg cada u n a ) . En la Unión Soviética» se perforaron pozos de investiga­ción de más de 10,000 m

Perforación con extracción da testigos Es un caso particular del mé­

todo de rotación, en lugar de brocas se utilizan coronas» Las mismas al igual que las brocas, pueden ser da acero tratado, de insertos de widio o diamantadas.

El otro elemento particular que se coloca en el extremo inferior de la cartería, es el tubo sacatestigos» Estos pueden s e n simples, dobles rígidos, doble móviles o triples.

El simple consta de une sola pared, el doble rígido es análogo pe­ro con doble pared* En este último caso al fluido circula en el' sspaci anular que delimitan arabas paredes» El tubo doble móvil tiene la parti cularidad da qtí#Msl tubo interior no gira con la columna, preservando ej testigo» El tubo triple provee más seguridad en el aislamiento del testigo y del fluido e impida con mayor conflabilidad el giro del tu­bo interior. c - Percusion/'en el pozo" STBs

A fxn de solucionar la limitante por perdida de energía en la junta de las barras y la desviación que se produce en el método ds percusión clásica con el >e»lpeteo on la su­perficie del terreno; surge el método de percusión jDTH, que se basa sn la miniturización del pistón o sistema de golpeteo.

1 2

MATERIAL Resistencia a la n , ., . , Rogación compresión Percusa

Sal Yeso

4000-5000 4000-8000

Bauxita C000-160QO Caliza

(no consolidada) 11GO0-16000 Calizo (sólida) 160Q0-25000 Dolomita 1350Q-25000 Arenisca

Cuarcítica 16000-26000 Cuarcita 20000-32000

: MSrmol 11000-25000 Gneiss 22000-25000

Granito 22000-20000 ' Basalto 29000-45000

Jsbla ~ Aplicabilidad de la Percusión o la Rotación segón tipo de roca y características mecánicas.

Para perforaciones de poca profundidad y diámetro se debe tenor en cuenta dos parámetros:

a) resitencia a la compresión b) abrasividad de la r^ca

Para materiales abrasivos de hasta 8000 psi de resistencia a la compre ción, se utiliza el matoco de rotación, al igual que con materiales re lativamcnte no abrasivos cuyo resistencia a la compresión sea inferior a 25000 psi. En los restantes cosos se aplico el método de percusión. Para perforaciones profundas o de gran diámetro se aplica el sistema de rotación o percusión om el pozo. En general la velocidad de penetración es aproximadamente, inversamente proporcional a la sección trasversal del pozo.

El pistón que produce el golpeteo so encuentra dentro de la perfora ción, en el extremo de la barra, golpeando directamente la broca que ¿ ataco la roca.

El sistema opera con aire comprimido a 10Q libras de presión pero se puede trabajar hasta con 250 libras, en cuyo ceso se duplica la veloc^i dad de penetración. Ventajas:

a) velocidad de penetración es mayor b) menor desviación

Inco,nvenierrte: a) hay un diámetro mínimo (3,5 pulgadas) por debajo -

del cuál no es posible aplicar este sistema.

! 1

b - Rotación - En general se aplica a rocaa de fácil penetración, ''""1 A partir da ensayos de compresión, se obtienen varares

estimativos de la resistencia a la penetración. El mecanismo de la -

perforadora se basa en dos acciones simultáneas: presión axial y giro,

-» rosco moche

-•rosca hembra

Las barras en este equipo se conectan entre ai, por uniones roscadas (siste­ma, macha «j* hembra)

Limitantes: La abrasividad de la roca, es una propiedad importante qué hay que tener en cuenta? ella introduce una de las IjL mitantes fundamentales a este tipo de equipo. Para rocas

no abrasivas cuya resistencia a la compresión sea mayor de 20«000 li­bras par pulgadas cuadradas, secó más conveniente (económicamente) atacarlas por percusión.

Mientras que en rocas abrasivas este valor se reduce a S.OOO l i ­bras por pulgadas cuadradas. Ventajas: - (sobre los equipos de percusión)

a) se obtienen valoree de velocidad de penetración mayores (en sal por ejemplo, puede superar los 10 m /min )

b) es más silencioso c) no tiene limitaciones ni en profundidad, ni en diámetro.

Las barras pueden llegar a 9 m. cada una (o más) con dij, metros de 18 a 20 pulgadas, (las barras de 9ra pesan aproximadamente 100 Kg cada una)• En la Unión Soviética, se perforaron pozos de investiga­ción de más de 10,000.m

Perforación con extracción de testigos Es un caso particular del mé­

todo de rotación, en lugar de brocas se utilizan coronas* Las mismas al igual que las brocas, pueden ser de acero tratado, de insertos de witíia o diamantadas.

El otro elemento particular que se coloca sn el extremo inferior de la cartería, es el tubo secatestigos. Estos pueden ser: simples, dobles rígidos, doble móviles o triples.

El simple consta de una sola pared, el doble rígido es análogo pe­ro con doble pared* En este último caso el fluido circula en el espacii anular que delimitan ambas paredes* El tubo doble móvil tiene la parti cu-laxidad de qutsVal tubo interior no gira con la columna» preservando"" e¿ testigo. El tubo triple provee más seguridad en el aislamiento del testigo y del fluido s impids con mayor oonfiabilidad el giro del tu­bo interior. c - Percusión"en el pozo" DTH:

A fin de solucionar la limitante por perdida de energía en la junta de las barras y la desviación que se produce sn el método de percusión clásica con el '«pipeteo sn la su­perficie del terrenoj surge el método de percusión uTH, que se basa sn la miniturización del pistón o sistema ds golpeteo.

1 2

MATERIAL Resistencia a la compresión Rotación Percusión ;

Sal 4000-5000 — Yeso 4000-8000 i

Bauxita G0O0-15O00 Caliza

(no consolidada) 11000-16000 _._ _ í Caliza (sólida) 16000-25000 1

Dolomita 13500-25000 Arenisca

Cuarcítica 16Q00-26Q00 Cuarcita 20000-32000 w~ —

Mármol 11000-25000

Gneiss 22000-25000 Granito 220CO-2GO00

[ Basalto 29000-45000 - —

Tabla, - Aplicabilidad de la Percusión o la Rotación según tipo

de roca y características mecánicas.

Para perforaciones de poca profundidad y diámetro se debe tener en cuenta dos parámetros:

a) resitencia a la compresión b) abrasividad de la r'-ca

Para materiales abrasivos de hasta 8000 psi de resistencia a la compre sión, se utiliza el mótodo de rotación, al igual que con materiales re lativamente no abrasivos cuya resistencia a la compresión sea inferior a 25000 psi. En los restantes cosos se aplica el mótodo de percusión. Poro perforaciones profundas o de gran diámetro se aplica el sistema de rotación o percusión em el pozo. En general lo velocidad de penetración es aproximadamente, inversamente proporcional a la sección trasversal del pozo.

El pistan que produce el golpeteo se encuentra dentro de la perfora ción, en el extremo de la barra, golpeando directamente la broca que ataca la roca.

El sistema opera con aire comprimido a 100 libras de presión pero se puede trabajar hasta con 250 libras, en cuyo caso se duplica la veloci dad de penetración. Ventajas:

a) velocidad de penetración es mayor

b) menor desviación Ipconven.ie_ntes_ :

a) hay un diámetro mínimo (3,5 pulgadas) por debajo -del cuál no es posible aplicar este sistema.

1 3

Generalidades: 1/

Normas paro almacenamiento, transporte, manipulación y empleo de explosivos industriales.

A - Adquisición de material explosivo; documentación y trámites reque­ridos .

1 - La empresa deberá mantener vigente le siguiente documentación: a) certificado de confianza de la empresa, expedido por el Minis­

terio del Interior (vigencia 1 aPío); b) certificado de la Inspección General de Minas (expedido por -

DINAMIGE, 6 meses), se debe presentar un certificado por cada -cantera o mina en explotación, donde se utilicen explosivos;

c) certificado de buena conducta (Jefatura de Policía, 3 meses;, -un certificada por cada barrenista);

d) formulario de consumo de explosivos (proporcionado por el SMA) en el mismo se debe especificar entradas, salidas y saldos de explosivos, lugar de almacenamiento,

2 - Empleo Generalidades - En todo lo referente a éste Capitulo se debe te­

ner en cuenta lo publicado en el Boletín Técnico U- 1 del 5.M.A., "Nociones elementales para uso de Explosivos -Industriales.

a) Está prohibido a cualquier persona o entidad usar explosivos, a menos que usté autorizada por el S.M.A. o que trabaje bajo la dependencia directa de una persona o entidad autorizada..

b) Las personas o entidades autorizadas a usar explosivos instrui­rán a los empleados afectados a su manejo, sobre las presentes normas y tomarán adornos los precauciones razonables, no expresa des específicamente en ellas, paro prevenir accidentes o danos a personas y bienes físicos.

c) El empleo de los explosivos se hará bajo Ir. inmediata dirección del titular de la autorización o de uno persono encargada por -éste, quien se den omincró "barrenista' o encarpado" de voladura,

d) Las persones que manejan explosivos deberán reunir las siguien­tes condiciones: 1) Ser mayores de dieciocho (13) arios de edad. 2) Saber leer y escribir. 3) Poseer buena conducta. 4) Ser de no dudosa aptitud mental y física para esta finalidad. 5) No sor propenso al alcoholismo ni al uso de narcóticos u •-

otras drogas peligrosas. e) Toda persona o entidad autorizada a usar explosivos será res­

ponsable del destino que se les dé y del cumplimiento de las -prescripciones que al respecto contiene esta Norma.

1/ Material obtenido de -Boletines del Servicio de Material y Armamento dol Ministerio de Defensa Nacional.

Todo accidente, siniestro, robo, sustracción o extravío ocurri­do en conexión con el uao de explosivos, deberá ser informado detalladamente al S.M.A. dentro de las cuarenta y ocho horas -.(48) remitiendo además una copia a la Unidad Militar del Depar­tamento, y a la fuerza pública de la jurisdicción. Los explosivos que presenten alteraciones en su aspecto físico (color, textura, tamafio, dureza, e'tc), deben ser considerados deteriorados, siempre que una opinión experta no determine lo contrario. •Está prohibido el empleo de explosivos deteriorados. Estos últi mos deben ser destruidos, para lo cuál se seguirán les instruc ciones indicadas en el Capítulo F de estas normas. Los envases vacíos y demás materiales de empaque que hubieran -contenido explosivos, no deben ser usados nuevamente para ningu na finalidad. Deben ser'destruidos por quemado, a campo abierto y en un lugar adecuadomentoaislado. Ninguna persona permanecerá a menos do tucinta (3G) metros, una vez iniciado el fuego.

En todo lugar de trabajo existirán dos zonas: la "zona de vole/ dura 1 1 y el ; iárea de seguridad 1 1. La zona de voladura es aquella zona delimitada por puntos equi­distantes del barreno según las distancias que para '''casa o lu­gar habitado^ fija la Tab¿a 1 de estas Normas. En la"zona de voladura 1' solamente se encontrará el personal vin­culado al trabajo que se realizará. Los caminos de acceso queda­rán clausurados mediante la colocación de banderas rojas y per­manecerán bajo vigilancia. Asimismo, en la "zona de voladura" no se permitirán bobidao alcohólicas. Se entenderá por "área de seguridad", el área considerada poli;, grosa oor el encargado do voladuras, teniendo en cuenta el mate rial a-ser volado, el tipo do ubicación de la voladura, canti­dad, profundidad y especiamiento de los barrenoo y cantidad y tipos de explosivos utilizados. Dentro del área de seguridad queda prohibido: - Fumar - Cualquier fuente de ignición, excepto las necesarias para roo,

lizar las voladuras. -- Toda actividad no relacionada con la preparación de los barre

nos y su carga, y el acceso de personas no afectadas a la vo­ladura .

Las operaciones con •. explosivos deben oer detenidas inmediata­mente al aproximarse una tormenta eléctrica y todas'-las perso­nas que se encuentren en la zona de voladura se ubicarán en'lu gar seguro. Las que trabajen bajo tierra o en pozos , o túneles -deberán ser advertidas de 1~. aprcx^ moción de la tormenta, para que so trasladen a un i^gar seguro hasta que reciban aviso de que aquella ha pasado.

\1 p - No deben efectuarse voladuras con encendido directo de lo mecha

lenta, en trabajos de profundización deppzoo y pozos cienos, y en socavones, galerías, cortavetne, recortes y cualquier otro lu gar donde el proceso de iniciar la voladura sea riesgoso para el personal que la ejecuta, o d. onde no haya suficiente protección ctíntra las proyecciones de rocas.

q - Queda prohibido perforar o profundizar un barreno que contenga o haya contenido explosivos.

r - No se deben ensanchar por explosión, el fondo de un'ibarruno si­tuado a monos de treinta (30) metros de cualquier otro barrene que contenga explosivos.

s - Cuando se ue .an explosivos para ensanchar o formar una cámara -.en barreno, no se colocará otra carga hasta que se haya enfria­do suficientemente.

t - Cuando .deban detonarse varios barrenos simultáneamente sea en voladura primaria o secundaria, el matado recomendado por lo se guridad as mediante el empleo de cordón detonante.

U - Para efectuar voladuras dentro de zonas urbanas, las Emproeae -solicitarán autorización a las autoridades municipales corres­pondientes.

v - Antes de realizarse una voladura deberá indagarse si existen . : instalaciones en las proximidades. Cuando se la deba realizar -dentro de los veinte (20) metros de distancia a instalaciones -eléctricos, sanitarias, telefónicas y conductores en general y dentro de los sesenta (60) metroo a vías farreas, se notificará con una antelación no menoc de veinticuatro (24) horas al pro­pietario de esas instalaciones o a su representante. En la notificación, . que se especificaré, diga que se ratifica­rá por escrito ei fue cursada verbalmente, se especificará el -lugar y hora previstos para la voladura. En el QQSO de que ésta requiura el empleo de más de un (l) día, bastará le sola notifi­ca ción inicial. Las situaciones de emergencia, que impliquen peligro sustancial o inmediato contra la vida o la salud de personas o la integri­dad de sus bienes, podrá expedirse ln notificación en cualquier momento previo a lo voladura.-

B - iiejg.uis¿t_ps. pjjjra. Polyor.in_us

1 - a) podrán ser instalados en: - canteras permanentes - canteras circunstanciales de Empresas Viales,

b) Selección del lugar: la selección del lugar obedecerá:

- _Rojzp/ics, dj^ seguí:ijdajd, para lo que se deberá tener en cuenta el desarrollo de los trabajos, características generales de los terrenos a utilizar, zonas linderas, poblaciones, veci­nos, carreteras, caminos, viae férreas, etc.. Debe hallarse a más de 100 m. de las zonas de circulación de obreros, ve­hículos, maquinaria; o de viviendas, oficinas, y del lugar donde se realizan voladuras.

- Se debe tener en cuenta la posición geográfica del polvo­rín en relación a víss, ríos, etc. El lugar seleccionado de berá estar libre de inundaciones, o humedad. No deben exis­tir en la zona del polvorín, árboles, vegetación, escombros o cus Iquier material inflamable.

- Si existiera red lumínica en el predio, debe preverse que -los cables de alimentación no pasen sobrfe el polvorín, mante. niendo al mismo a uno distancia adecuada,

Constjrucc.ion

a) Será liviana de bloques con techo de fibrocemento, En el coso que sea portátil, consistirá en una caja de madera con o sin -ruedas, con tapa, a le que se le aplicará un candado y cerradu ra de latón o bronce. Se mantendrá en lugar resguardado de la cantera, cubierta del sol, la lluvia o el viento, en lo posi­ble en un terraplén que actúe de morlón (ver def, de morlón). El local deberá contar con ^pararrayos que sobresalga 3 metros o más dol techo. Dentro del local habrán parrillas de madera donde los cajones se almacenarán. No debe contar con instalación eléctrica.

b) En toda cantera deberá existir un segundo polvorín de igual -construcción que el primero que será destinado al depósito de detonadores. Este deberá guardar una distancia mayor de 50 metros con el -primero. En el interior habrá un cartel indicando el tióo de detonador - eléctrico, mecánico - los que deben estar perfec­tamente separados unos de otros.

c) En la parte exterior de cada polvorín deberán existir grandes carteles con fondo rojo y letrao blancas, que digan "Peligro Explosivos ; !,

d) Ambas construcciones deben contar con un muro de tierra o mor lón que las rodee a una distancia de i o 2 metros de los loco, les, y con una altura de por lo menos 0,50 m .. por encima de la altura del local.

c) Rodeando ol conjunto, se dispondrá de un cerco de tejido de -1,80 mt. de altura, el que deberá guardar una distancia de por lo menos 2,50 m- en toda la circunvalación del local de expío sivos.

Vc.nti.lación Debe contener aberturas de ventilación permanente,

con una malla mosquitero a fin de asegurar la adecuada circula­ción de aire; las mismas no deben estar enfrentadas. JjrJPJPJi^i^ujca^

Las altas y bajas temperaturas infectan a loo expío, sivos de forma adversa (altas aceleran descomposición; bajas el congelamiento pero ambas provocan lo detonación espontánea). A fin de evitar los variaciones de temperatura se colocará un -cielorraso aislante, dejando 1 rn. para la circulación del aire, £.xist_enaias.

Las existencias de explosivos y accesorios deben ser usados por rotación. Es importante, antes de realizar un pedido, verificar que las existencias viejas estén totalmente agotadas -(poro ello existirán carteles visibles que expresen cuál es la -partida más antigua).

1 Z Los detonadores gc rugirán por loo mismos reglas que loo explo­sivos .

6 - S.o urjLdpjd Ambos deberán ssr mantenidos en buenas condiciones de

limpieza (no deben contener materiales de fácil combustión, ni en el local, ni en los alrededores). Se dispondrá de un extinguí dor en las proximidades.

7 - j-l.e.rlqne s Los muros de tierra deberán ser construidos de forma

tal que eviten la propagación de una explosión. Su masa no debe, rá generar proyectiles durante una eventual explosión (no con­tendrá roca, piedras u otros materiales de difícil desintegra­ción)) Se lo conservará revestido de pasto verde,húmedo y limpio. La boca del merlán o polvorín no deberá dirigirse a otra cons­trucción.

8 ~ Es.tib_a \¡_ .mAn^J3.u¿g_gÁ^Il Los cajones con explosivos se depositarán

sobre parrillas de madera, dejando un espacio para la circula­ción de aire entre la estiba, las paredes, y el techo. Los ca­jones deben manejarse cuidadosamente. No deben abrirse cajones de explosivos a menos do 20 nr." del polvorínjni dentro do éste puede empacarse o reempacarsc explosivos.

C - JjAI^JEPJL%SL

~ y.a.hl.eq,l.ors; Solamente podrán transportar explosivos los vehículos autorizados por el Servicio de Material y Armamento.

-Se consideran vehículos autorizados los camiones y camionetas -que cuenten con cabina y con caja independientes (que posean des compartimientos bien separados).

'•Vehículo ¡Carga útil Kg. j Carga máxima de explosivos autorizddaj

! camionetas

camiones y vehículos doble roda do

———- — - -

200 .a 30C i n c 1 u n . i 4 c a j .de 2 a K g . o equivalen . a 100 Kg. 301 a 500 » J 6 =' de 2a Kg . 0 equivalen . a 150 Y N

501 a 750 ¡10 ;; de 25 Kg . 0 equivalen • G 250 IN •

751 a 1C00 ¡15 :: de 25 Kg . o equivalen . a 375 K y .

superior 1000 50/a de la carna útil

Tabla^ •- Cargo máxima de explosivos en vehículos autorizados por el 5.M.A.

Y se cumplirán las. siguientes normas: - vehículo no debe Usar acoplado. - queda prohibido el transporte en vehículos remolcados o remolcar ve­

hículos que transporten explosivos- Pe exceptúo de esta prohibición el transporte en semi-remolque.

1-¿

~ La velocidad del vehículo en la ruta será acorde con el estado de la misma (la velocidad .máxima será menor a los 60 k m . / h . ) .

- Los detonadores se deben cargar en la cabina, cuando su cantidad -no exceda a 3000 detonadores comunes y 500 eléctricos; si se exce­de esta cantidad entonces deberán ir en otro vehículo.

- Los vehículos cuando transportan explosivos deberán exhibir bande­ra roja al frente; y los que transportan más de 100 Kg. lucirán -además 3 carteles ubicados a los costados y atrás en fondo rojo y letras bla ncas con la siguiente leyenda "MATERIAL PELIGROSO".

- En la caja del vehículo se transportarán solamente explosivos. - En la cabina viajarán: conductor, acompañante y custodio.

El personal será mayor de IB años, gozarán de buena salud y conducta; sabrán leer y escribir en castellano. - Durante transporte, carga, descarga y estibamiento de explosivos:

No podrá beber bebidas alcohólicas; No podrá fumar; No tendrá en su poder elementos capaces do producir fuego; No encenderá fuego sobre o cerca del camión; Y tendrán conocimiento del tipo de material que se transporta y las precauciones que deben adoptar.

3 "~ Carga, y descarga - Operaciones de carga y descarga se realizan en horas del día, en

tiempo no lluvioso y nunca durante tormentas eléctricas. - Se debo mantener ol motor detenido. - Cajas que contienen detonadores deben manipularse con cuidado -

(no golpear, evitar que se calienten). - Antes que se proceda a la descarga, inspeccionar los cajones (oe

pueden haber roto y por lo tanto haber explosivos sueltos).

4 ~ Jj^ris^PJEte - ' Mingún vehículo que transporte explosivos puede detenerse en la

vía pública, zonas habitadas, puentes, túneles, vías férreas. No puede quedar nunca un vehículo sin vigilancia.

- Si son varios los vehículos que transportan explosivos, deberán ¡pantener una distancia de 300 m entre vehículo y vehículo.-

D_e fin i ció n i: Es una sustancia que por combustión rápida (reacción q-'i mica) se descompone y libera energía (calor y sonido), -mediante una onda de choque y la expansión de gases.

Los explosivos se dividen en: 1) Deflagrantes, qus explotan por combustión y, 2) Detonantes, quo explotan por detonación. La explosión de los primeros se obtiene por simple encendido, mien/V

tras que la de I03 segundos requiere de un detonador que genere una -onda explosiva. Ej emplos:

Deflag 1antes; pólvora de mina (pólvora negra). Detonantes: dinamita, explosivos basados en nitrato amónico

(nitrato de amonio).

1 - Nitroglicerina y Afines. 2 - Gelatinas (Slurries y üater-Gcls). 3 - ; :Anfo ; i (Nitrato de Amonio y fuel oil) y afines.

^ ~ Ni t ro.ql ice riña. A^Á n£§. La nitroglicerina es un óster nítrico de la glicerina. Se obtiene por reacción de la glicerina con mezclo sulf«nítrica. Al ser muy -explosiva, se usa absorbida en tierra de infusorios; (quo la hace más estable) y rucibe al nombro de Di_najTtita¡. Ij\convo/íijüptps^: Es un explosivo primario y de alta sensibilidad,

por lo qua muchas fábricas h*n dejado de producir­lo (por e j . la ; ,Dupont ; ;)»

- Alto costo.

2 - ¿SÍofe¿Ras. Compuesto de nitroglicerina golatinizada y nitrocclulosa (por o j . Nitroglicerina 92% y nitrocclulosa 8va) . Es un explosivo muy versá­til ya que no lu afecta la presencia de agua; de costo mudio y . -utilxza como detonante un explosivo primario, (carga ultra - sonsi ble destinada a provocar la explosión), le da la ventaja de poder manejar este explosivo con mayor seguridad.

Dentro do las gelatinas se encuentran los llamados "explosivos plásticos".

3 - ANFO

Combinación de nitrato do Amonio (que es un fertilizante) y Fuel -Oil (Por e j . 6% de Fuel O i l ) . Es muy barato y no presenta proble­mas de sensibilidad. La mezcla se pued.e hacer in-situ, no presen­tando problemas de seguridad durante su carga, transporte, descarga etc..Requiere uso de explosivo primario. Fosee un óptimo de acción explosiva, o sea exista un rango óptimo para la expansión de los -gases. Para variar sus efectos se varía la densidad (concentración) Puede ser inyectado por boraba (es un fluido) y puede ocupar toda la perforación.

lj}capyepíente.s,

Su aplicabilidad esta limitada por la presencia de H^G (no mantiene su3 propiedades) no da lugar a la expansión de r

ses esperados, generando por el contrario óxidos de nitrógeno (al­tamente t Ó X i c O S ] , r- • r , • «- . , r . i 1 ' ' 1

en minería auoxerranea, debido a la mala ventila cien, a veces se le usa combinado con otro explosivo en la malla de voladura, a fin de bajar -costos (cuando hay problemas de exis­tencia de agua en las galerías).

H a y un conjunto de explosivos que tienen como base el Anfo, al que se le agregan productos inorgáni­cos (por e j , aluminio); que aumentan su podar explosivo.

Zlocc±6pm :deXmZx p1,0s!yo

L a idea es siempre utilizar el explosiva más barato, sieapr<i y cuando no se arriesgue en su aplicación; seguridad y efectividad.

En general l a elección está condicionada por; 1- naturaleza de los materiales a extraer y la estructura del macizo -

rocoso; 2--estado de fragmentación deseadu y grado do humodad do la roca; 3- condiciones de seguridad. Relación de Carga

Dpf inicijSn : Es la relación entre los kilogramos de explosivos, utilizados

y el peso (en toneladas) de la roca removida.

• . • j „ „ „„_ explosivo (Kq.) Relación do carga = JL.^. —, roca removida (t)

Las toneladas removidas se obtienen conociendo: volumen ,y peso espe­cífico de la roca. No existe una relación de carga óptima para cada ma­t e r i a l , es necesario ensayar en cada caso.

Mallas de Voladura

Las voladuras de grandes tonelajes de material requieren un modele -de perforaciones, que cea simple y efectivo. De acuerdo a ese modelo -so colocarán las cargas del explosivo.

A tales modelos de perforaciones oe les llama mallas djo voladura. La elección de la malla (diotancir: entre perforación y perforación,

y diámetro de esos perforaciones), dependerá del tij^p^d^e^^iPA^AYil n " utilizar y del material a volar.

Las voladuras se optimizan por el uso y acción de retordadores (me­diante el uso apropiado de un rotardador» buscamos un acoplamiento con veniente de las ondas de presión, evitando a la vez que todas lao cor gas exploten simultáneamente causando daño por su intensidad),

21

«i

tapen cpu* vtwia prinmro

•Ejemplo de Mola do Voloduro en Minería Subterránea —

frente oe contera

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i i 2 1 • I g S *

- .MALLA de VOLADURA a CIELO ABIERTO-(to* nos. tndtean «I or dan de explosión)

Existen ensayos de laboratorto para comparar el efecto de distintos explosivos. Por ejemplo:

T>jwt" onte» «tel gira .

cilNro hueco

El cilindro y el explosivo están normalizados cuando se detona el explosivo, el "pivot" se desplaza de 1 a l5, y se mide el ángulo "** •', Con este ángulo se compara el efecto de distintos explosivos.

22

Mediante este procedimiento as posible -aproximadamente- calcular el efecto de las ondas de choque da los distintos explosivos y determinar equivalencias. Si bien se han desarrollado en laboratorio técnicas que establecen las

relativas^potencias" de los explosivos y se han desarrollado modelos y calcu los teóricos para su debida aplicación, estas no siempre mantienen corre-loción con las observaciones realizadas en campo {fragmentación, a t e ) .

Por lo tanto, para examinar una mezcla explosiva y decidir si conviene utilizerla, se sugiere hacerla estallar, como prueba, en la roca donde se utilizará. - Parámetros de una malla de voladura a cielo abierto

Las voladuras están asociadas al tipo de fragmentación de roca que se quiere obtener, como también al equipo y el medio de transporte (tiene que existir una relación entre el tamaño de los trozos de roca y el equipo da carga y transporte disponible, vagones, camiones, cintas transportadoras,, e t c . ) .

El tamaño y la homogeneidad es función del explosivo, la roca y la malla de voladura.

Parámetros desarrollados por el "Bureau of Minas" de E.E.U.U., a partir de 20 rocas diferentes, barrenos de E a 250 pies da largo y diámetros c* ? ly a 12 pulgadas.

L * frente de ceniera (altura* 4f- D 0 * Diárostro del explosivo

B » Distancia al frente libre más próximo

5 « Eepaciamiento a lo larto del frente (perpendicular? a L y B]

H « Profundidad de la perforación

J* Sub perforación bajo el nivel del pisoj se requiere para lo grar que la roca fracture a nivel del piso» no importando que en el mismo quede roca -fracturada.

T « Tapón: porción dm perforación rre llena con material no a:«pl aivo, para evitar la paxríide de energía y la voladura haci arriba.

Constantes 23

B

S

H

J

T

K S . Kj -

J<JEL-*.

KH

KT

25 - Explosivos de baja densidad (ANFO)

30 - Explosivos" de densided media

35 - Explosivos de alta densidad (Gelatinas)

1,0 a 1,2 0,3

¿O. 12

• B

, B

, B

> B

K T « 0,7 K H « 1,5 < K H < 4

Las fórmula», aunque no son para ningún ti po de roca en especial, se desarrollaron para rocas con peso específico «= 2,7 (calizas, dolomitas, e t c . ) . Para rocas de mayor peso especifico (10 % mayor) se reducepl valor de la Kg hasta un lü% y para rocas con menor peso especifico se aumenta el valor de Kg hasta un lufa.

Se coneidera hipótesis general el hecho de que se utilicen retarda-dores entre barrenos de una misma fila.

- Malla de voladura para minería jBJJbterxán¡ ea

por«-d

pite Corf» Longitudinal

pared;

Corte Transvereai

-GALERlA-

En una galería subterránea, hay 2 fac­tores que inciden en las voladuras y que las diferencian de las que se rea­lizan a cielo abierto: el confinamien­to y la presencia de una sola cara li­bre (a cielo abierto hay por lo menos 2 caras libres}. Por lo tanto, existirá una sola direc­ción (sentido) hacia donde van a ir -los fragmentos que provoca la explo­sión . Debido al estado de confinamiento, la relación de carga, en minería eubterrá nea, es bastante mayor que a cielo abierto (para el mismo tipo de roca). En minas subterráneas, la longitud de taponamiento es mínima Al existir una sola cara libre, enton­ces la malla de distribución de explo­sivo© será diferente. Surgen asi dos métodos de voladuras en minería subterránea.

Método tradicional: Consiste en la construcción de una malla de perfora­

ciones paralelas y perpendiculares a la sección de la galería. Estas perforaciones se pueden clasificar en dos tipos:

a - perforaciones que van a ser ocupadas por explosivos (1,2,3)

4 b - perforaciones de mayor diámetro * que quedan huecas y cumplen la

función de suministrar espacios vaeios para el desarrollo de la

4 explosión, propiciando el fractu • ramiento de la roca (es una es­

pecie de sucedáneo del frente libre de que no se dispone).

l 3 A v z

O •'1 •

0

3 • 3 •

• * • « » , « .

- « , 9 • O' * *

ft * • «r * 1 • « • « • * * • • •

tapón

perforocien«c hueco»

Se establece una secuencia de tiro en la voladura, de tal forma que lo primero en volar es el Tapón central.

Dicho tapón, cuyo lado tiene aproximadamente 1/3 del lado de la sección de la galería, cumplirá una función similar a la que cumplen las perforaciones dejadas huecas en la malla de voladura.

Deben hacerse perforaciones en los bordes del área a volar.

t t

Las perforaciones periféri-» cas de la malla de voladura,

PTF. pertrtnco* s e dirigen levemente hacia p*rf. con etptocftb

•perf hxn:AT afuera, con lo que se logra que la sección ds la galería permanezca constante; si es­to no se hiciera, se forma­ría un embudo al irse redu­ciendo la sección (debido ai conf ínamiento).

25.

Al igual que en el método anterior, la secuencia de retardos en las explosiones es tal, que lo primero en ser volado es el tapón central donde,-a su vez» la relación de carga es un poco mayor. De igual manera las perforaciones periféricas se inclinan hacia a fue,

ra (S%) y se sigua considerando que el avance efectivo es aproximadamerj te el 90% del nominal.

Este método se suele utilizar en galerías de sección mayor a 25 -30 m 2..

Inconvenientes:

E l hecho de que las perforaciones sean oblicuas conduce a que las longitudes de las perforaciones sean diferen­tes y al riesgo de que se intercepten (dando lugar even, tualmente a una excesiva concentración'de carga). Este tipo de voladura requiere mayor control por parte del operador de l a perforadora.-

Los pozos periféricos que van contra el techo pueden ir semi-carga-das, a fin de no afectar la estabilidad del mismo» El avance real de cada voladura es de aproximadamente el 90% de la longitud de los pozos en los que va el explosivo.

Este método se utiliza en galerías de sección menor a 25 - 30 m2. Corte en "V"

Cosiste en hacer perforaciones formando un cierto ángulo con la dirección de la galería, convergentes, formando conos.

27 E S P O N J A M I E N T O

Esponjamiento: aumento de volumen que se produce como consecuencia de la aparición de huecos (provocados al sec volado, triturado, desmo­ronado, etc., el material).

Los trozos resultantes se apoyarán arbitrariamente unas sobre otros provocando estos espacios libres y consecuentemente una reducción del peso especifico.

-exploro ¿§S*W£I& m«t*T,J suelto

vierta* ^ n ^ v * en t re

Porcentaje da esponjamiento: es el aumento da volumen el material "in situ" y el material suelto expresado en porcentaje.

í:j. 50% de esponjamiento, supone que 1 de materiel in situ, da ori­gen a 1,5 m 3 de material suelto.

Factor de esponjamiento: es el factor do reducción del peso especifica de le roce in-situ, respecto al peso especlfi

co del material suelto (al aumentar el volumin dm la roca suelta, esta sufre une reducción de su peso especifico).

Factor de esponjamiento 1 + ^ ¿m esponjamiento

100

E j. Si el porcentaje de esponjamiento es del 5Q%m e n t o n c e s e l factor de eeponjamiento será:

i B 0,66 1 + JL..

100

El elemento de mayor incidencia en el % de eeponjamiento es el tipo de roca, siendo el tamaño de los fragmentos un factor de menor impor­tancia.

La importancia del factor de esponjamiento reside en el hecho de que el materiel debe ser posteriormente cargado y transportado (por lo que hay que seleccionar el tipo d e maquinaria más adecuada, tenien. do en cuenta -entre otros factores- su capacided).

JBATüi'KIAL • Peso esp. prom. • (en banco)

l b / y d 5 k g / m 3

Asbestos 5000 2964 Basalto 5000 2964 Barita 7250 4298

Bauxita (seco) 2900 1719 Bauxita (mojado) 4300 2548

Carbón (bit) 1700 1008 Cobre (mineral de) 4500 2667 Dolomita 4200 2490 Granito 4400 2608

"V r\ c* r\ A anr\ onon <- i « - i

Min.de hierro(hem) 6600 3912

Caliza 4300 2549 Arenisca 4140 2454 Caolín 2800 1660

Arena (seca) 2700 1600

Arena (mojada) 3500 2076

Tabla - Pesos específicos promedio

$> esponjam. Factor de Peso ésp. protn. esponjam. , . (suelto)

lb/yd J k g / m 3

51 0 , 6 6 3300 I 9 5 6

51 0,66 3300 . 1956

56 0,64 4640 2750

33 0,75 2175 1289 45 0,69 2967 1759 35 0,74 1258 746 45 0,69 3105 1841 61 0,62 2604 1544 60 0,63 2772 1643

C\ fZ -i V I ^_)

oftoft *— w _y w

o. T O.W

51 0 , 6 6 4356 2582

70 0 , 5 9 2 5 3 7 1504 50 0 , 6 7 2774 1644 30 0,77 2156 1 2 7 9

12 0,89 2403 1425 14 0,88 3080 1827

banco y suelto, FO de esponjamiento

23_

MCVK-,IE^T>G _ DE^ T_IJI RRA_3 _RGCA

Toda operación de movimiento de tierras está condicionada por la na turaleza del terreno a extraer. 5egún su consistencia y dureza los di­ferentes terrenos determinan: método de trabajo a adoptar, tipo de má­quinas a emplear y su rendimiento y, como consecuencia, el costo del ' movimiento de tierras.

La secuencia completa de un movimiento de tierras en general, puede exigir seis operaciones elementales:

1) la excavación o extracción» 2) la carga sobre máquinas de transporte, 3) el transporte, 4) la descarga o amontonamiento de los escombros en terraplenes, 5) eventualmsnte la compactación de los terraplenes, y 6) la posible consolidación do los perfiles de excavación o desmonte

Usualmcnte las dos primaras so confunden en una sola operación. Desde el punto de vista de las posibilidades de extracción, se distin guon dos grandes categorías de terrenos: los sueltos y los rocosos. Los primeros son los que puedun extraerse sin desagregación previa. •-

Los rocosos deben sufir previamente una desagregación destinada a rom­perlos. A su vez dentro de estas dos grandes categorías su pueden usta

blecer nuevas divisiones según la consistencia y dureza del terreno -que influye en el rendimiento de la máquina. Terrenos sueltas: a) terrenos ligeros; tierra vegetal seca, arena soca

grava fina; b) Terrenos ordinarios; tierra vegetal húmeda, arena

húmeda, grava gruesa» c) Terrenos pesados; tierra mezclada con piedras, -

tierra arcillosa, conglomerados desagregados,etc. d) terrenos muy pesados; arcilla húmedg, aglomerados

consistentes. Terrenos rocosos: a) rocas blandas; calizas, gres, pizarra;

b) rocas duras; calizas duras, granito, gneiss; c) rocas muy duras; granitos y gneiss compactos, -

cuarzo, sienita, pórfido, basalto. La secuencia de operaciones excavación-carga-transporte-descarga-com-pactación y consolidación no requiere mayor aclaración a excepción, -tal vez, de la última operación.

La consolidación de tierras consiste en tomar las medidas necesarias para proteger el terreno contra las desagregaciones superficiales o -profundas y mantener la estabilidad de taludes y plataformas.

Las desagregaciones superficiales son de poca importancia y se deben a la acción de la intemperie. Las desagregaciones profundas que afectan a la masa del terreno, son generalmente graves y debidas a lae aguas pro fundas de infiltración (especialmente en suelos que contienen gran pro­porción de arcilla!. De_sagregacjiones_ superficiales: la primer medida a tomar es recoger las

aguas de superficie mediante cunetas de -pendiente adecuada (mínimo 1%) hacia los puntos bajos del perfil longit.u dinal. En excavación las aguas procedentes de la parte aguas arriba del perfil se recogen en una cuneta de coronación. También se protege el pie

del talud mediante una cuneta de pie, excavándose las aguas en los pun­tos bajos del perfil longitudinal. En terraplén o desmonte es posible es tabilizar los taludes mediante siembra y plantaciones, ya que la vegeta­ción impide la erosión por acción de las aguas, mientras los caudales se

mantienen dentro de ciertos límites. Si la tierra no se presta para el

crecimiento de la vegetación, se le superpondrá una capa de tierra vege­tal. El revestimiento de taludes mediante manipostería en seco es también eficaz si su pendiente, espesor, y la corrección do su ejecución, asegu­raran su estabilidad. Las desagregaciones profundas se observan sobre ta do en las excavaciones en terrenos arcillosos. En estado seco se pueden cortar con talud de hasta 50S pero saturadas solamente 2 0 s por lo que -

pueden producirse peligrosos desprendimientos.

PARQUE, DE PRUÍNAS, PA RA no VI MIENTO, DE .TIERRA.

Las máquinas de movimiento de tierras realizan a la vez excavación y carga. Algunas como la trailla, realizan también transporte y descarga.-Clasificamos las máquinas en dos categorías: 1) las de cangilón único (de funcionamiento discontinuo), caracterizadas

por la acción de un cucharón único que sirve para extraer los materia­les cargándolos después (palas, traillas, cargadores, dragalinas, -grúas, grapos, etc.) y que se asocian con máquinas (bulldozers, moto-niveladores, etc.) y; auxiliares

2) las de cangilones múltiples de funcionamiento continuo, caracteriza­das por la acción de una serie de cangilones que trabajan simultánea­mente, unos en la extracción de materiales y otros en su carga (exca­vadora de cangilones, zanjadora,, etc.)

Todas las máquinas comprenden un útil de excavación montado sobre un cha­sis que permite su desplazamiento. Los chasiss difieren de una a otra rná quina por dimenciones y robustez, se clasifican según que sean sobre: a) neumáticos, b) carriles, c) orugas, d) plataforma.

31

.Pala_s. Mee j í p i - c a g - Las palas son máquinas adecuadas para terrenos eje -cualquier tipo, una pala puede utilizar diversos ac­

cesorios que la convierten en una máquina de trabajo de utilidad "múlt.i pie: pala cargadora para trabajo normal; pala retroexcavadora para tro. bajo en pozos y zanjas; pala niveladora para el trabajo de nivelación; pala de grapo para excavaciones en pozo o descarga de materiales; dra-galina para carga por arrastre.

La pala se compone de un chefeite de desplazamiento y un chaBBisS giratq rio con eje de rotación vertical que se puede hacer girar sobre una cq roña de rodillos mediante un motor de orientación. En la parte delante, ra este chasásSsoporta el mecanismo de excavación constituido por un -brazo móvil en un plano vertical alrededor de una articulación. Con un cabrestante se sube o se baja el brazo, que tiene un cucharón en su ex tremo. El cucharón esuna robusta caja de acero*muy duro (acero al marig ganoso). En su parte inferior está cerrado por una tapa móvil alrededor de un eje soportado por un brazo. La tapa es mantenida contra el fondo por un cerrojo que penetra en un soporte previsto al efecto. El mismo puede abrirse tirando de un cable o actuando sobre mecanismos hidráuli eos o de aire comprimida. Bj^X^Q^^SÁ^AP^-A - ^e utiliza fundamentalmente para trabajar par debajo

del plano du apoyo de la excavadora.(es muy útil pa­ra trabajar en zanja, donde opera retrocediendo). Pala, Niyjela^ojca - Esta variante no es muy usada. En este caso el brazo

se mantiene horizontal en la posición de trabajo y «-el cucharón se desliza sobre ól, arrastra do por un cable y un .cabres­tante. Una vez lleno el cucharón, se vacía levantando el brazo. E&J3j¡LJ~J*J:3ñ$SL:i¡$S. - Se construyen en tipos variados, montados sobre cha

sis de tractor, sobre neumáticos u oruga de carga y descarga hacia adelante (con movimiento vertical del cucharón) se puede cargar adelante y descargar por detrás, e t c . .^.^es_A°A cuchara, .prAnsi,^ (ajeBJ C-JS ) ~ son útiles para la ejecución de --

movimientos de tierra en espacios limitados (pozos, zanjas, etc.) o profundidades que superan las posibi lidades de otras máquinas. La profundidad a la cual puede trabajar la cuchara no está limitada más que por la posibilidad do enrollar sobre el o los cabrestantes de mando, la longitud de cable necesaria. 5o 11c, ga hasta más de 20 m* con cucharas de capacidad entre 300 y 5000 lib bras. En terrenos sueltos o sin gran cohesión se recurre en general a cucharas cilindricas. Cuando se trata de terrenos coherentes que exi­gen un efecto de desagregación previo, puede adoptarse una cuchara -pesada, somiosfórica, con dientes, que se deja caer y se clava en el -terreno.EN el tipo de grapas la cuchara, cuyo contorno aparente es una semiosfera, se abre en tres cascos provistos de dientes de acero al -manganeso. Este tipo de cuchara se emplea para manejar materiales rocq sos que normalmente presentan huecos que permiten a los dientes de las tres mandíbulas agarrarse. Para recoger rocas en mantones con pocos hue, cos, conviune recurrir a cucharas de garreas múltiples. Bulldozers - El bulldozer es una pala niveladora montada sobre un trac.

tor de orugne. El bulldozer posee una cuchilla soportada por dos brazos articulados que puede hacerse subir o bajar mediante un mecanismo hidráulico o de cable. La longitud du cuchilla va d e L B O mt. a 6 m.

* de acero sin fondo nrovista en su borde inferior de dientes de acero

32

En los ''angle-dozer" r la cuchilla ec orientable en el sentido de mar, cha de la máquina. El bulldozer se emplea para nivelar, excavar a poca profundidad y arrancar raíces. JlQtjoniveladoras - Una motoniveladora consiste en un tractor de cuatro

ruedas que lleva un largo brazo anterior que descanoa sobre un tren anterior de dos ruedas manejadas desdq* uji tractor. La má­quina tiene, en dicho brazo, una corona con rotación aTírededor de un -eje vertical, a la que se fija una hoja niveladora,cuyo ángulo de ata­que puede modificarse.

La motoniveladora permites extender y nivelar materiales sueltos, -excavar las cunetas de un camino, regularizar taludes do una excavación conservar los caminos o pistas seguidas rpor las máquinas de movimiento de tierras, etc.. ^SL^JJlis?3É9Jí " Es una especie de arado, llamado wrooter : : cuando e s re

molcado por un tractor y'"ripper" si es automotor.La es-calificadora lleva de una a cinco cuchillas o dientes móviles. Bajo el -efecto de desgarramiento de las cuchillas el terreno se disgrega. La rná quina debe ser pesada para hundirse bien en el suelo. .Dra^galijia - Se trata de una pala provista con cucharón de arrastre. En

el extremo de un brazo se cuelga mediante un cable de eleva ción, una cuchara de acero abierta por la parte anterior, que puode -bascular alrededor de una horquilla de suspensión. Mediante una rota, ción de la máquina se la lanza sobre el borde de la excavación, tiran­do despuís de ella con un cabrestante y un cable de arrastre. La cucha­ra se arrastra sobre el talud de la excavación llenándose de materiales operación facilitada por los dientes fijados al borde de ataque. Por la acción combinada do los cabrestantes y cable de arrastre, se eleva la cuchara, rota la máquina y, soltando el cable de arrastre, la cuchara -so pone vertical y los materiales caen.

Las unidades de gran tamaño integran el conjunto de las máquinas -excavadoras de más producción. Máa_uintas.^djj^cajr^ailpj^us. m.Gltijslu.s - El útil de trabajo es una cadena de

cangilones que extrae y carga los mq teriales de manera continua. Una excavadora de cangilones se compone de un carretón portador que se desplaza paralelamente a la excavación, so­bre carriles u orugas. Una estructura soporta una viga de apoyo o so-poete que lleva en cada extremo un tambor poligonal sobre el que so -desplaza una cadena a la que oe fijan cangilones.

La ^zanjadora" se compone de un, chaaiss sobre orugas o sobre ruedas que soporta, mediante un paralelogramo articulado, una viga vortical -provista de una cadena de cangilones.

Dentro de la categoría de las grandes excavadoras están 1 as excava­doras de rueda, que consisten en una rueda provista de cangilones en su periferia.

oooo 0 oooo

11 ñ A A 1 L J L A A . s, .Y. !1 A L A A AJi

Mojares. a_ explosión. _y, Diesel

Los motares a explosión solamente se emplean en máquinas de poca pp tencia; no más de 10 o 15 HP, Los motores Diesel (a gas oil o fuel-oil! se emplean en máquinas qua funcionan largo tiempo sin detenersaí compre-sores, dínamos, bombas de agotamiento, camiones o locomotoras).

Su utilización es más delicada en máquinas que cambien frecuentemen­te de régimen, como grúas y palas. Una solución consiste en intercalar una trasmisión eléctrica de modo que el motor Diesel accione un dínamo cuya corriente se utiliza en los motores eléctricos y órganos utiliza­do r e s . El_ cjqtricida.d

Las máquinas son accionadas por motores unidos a ellas directamente o mediante combinaciones de engranajes que permitan reducciones de velo cidad. Los motores se alimentan a través de roóstatos que permiten va­riar la velocidad del motor.

Tiene facilidad de manejo. Se utiliza en martinetes, perforadoras, martillos, vibradores, etc.. Un compre- sor toma el aire de la atmósfe­ra y lo comprima a la presión deseada en un dopósito, donde una cañe­ría lo conduce a las máquinasque lo utilizan (en general a una presión de 7 a 10 Kg/djií). Las variedades son; alternativos, circulares y de tor nillo. El comprE «sor es accionado por una máquina de vapor, motor die, sel, de gasolina o eléctrico. Un compresor tiene entre 5 y 10 anos de v i d c . ^ o s martillos neumáticos consumen, según su tamaño, entre 1 y 1,2 m'Vmin.aire. Se recomienda se amorticen en un ano. Los livianos -pesan entre 20 y 25 Kg. y los pesados entre 3Q y 35 Kg..

Capacidad

Peso del Compresor (t)

3m?/min. ! 4,5 í 6 ! 9

2,3

> Potencia para mantener * 7 Kg./crn 2

j Agua de Refrigeración ; ! en 1 /min,

0 de Cañería de salida (mm)

1,5

20 HP

10

60

3 4 ! i

'. 15 , 20 J 30

70 '• 80 1 90 100

12 15

5 7

80 100

40 50

100 120

34

ROCA J BARRENO CORTO

3 \ Blanda

| Semiblanda

| Semidura

i Dura

2

1

0,5

BARRENO LARGO

5

3

2

~ Producción aproximada de martillos neumáticos mecánicos (m/hl

ROCA

Blanda

Semiblanda

Semidura

Dura

BjARRENO CORTO

4

6

10 *15

BARRENO LARGO

6

10

15 "'25

- Perforación a mano (h/m) en condiciones cómodas

T..-R A N. .5 P. ,0. R T E

¿ar^ej^illa - El recorrido económico generalmente no llega los 30 m en horizontal. La capacidad es de 60 a 75 litros, con un peso

muerto de aproximadamente 30 kg.. La velocidad se estima en 2 o 3 km/h., C.ajjco - Suelen ser no coincidentes el eje de la rueda y el de giro, -

para facilitar el vuelco.

Tumbera - Es tirada por un caballo, tiene capacidad de 1 rru aproximada­mente y su recorrido económico difílmente excede los 600 m

35

Caire_ti1.1 a, a. motor (gasolina) - Tiene unos 300 1 de capacidad, le •• guía un hambre que le sigue.

3 C^ajqiones. ciudadanos - Tienen una capacidad de 8 o 9 m.. Se desplazan

a unas 30 Km/h en promedio. ^JIL^íJi^A^A6^. ~ Tienen uno o varios ejes traseros. Descansa en su par­

te anterior sobre una pata cuando se separa del tractor, Fuede circular fuera de carreteras si el terreno es suficientemente re­sistente. En general se utiliza cuando las rampas no exceden el 5-8 c/°. JjL?j tj3jcj2j3 - Los hay sobre orugas o neumáticos. Los tractores de oruga

son potentes pero relativamente lentos, s i r ven no solarnen te para la tracción propiamente dicha sino tambián para arrastrar ma­quinaria variada. La velocidad máxima es de 10 Km/h. Los tractores so­bre neumáticos alcanzan velocidades superiores a los 50 Km/h, en terre no; irme b carretera, y se pueden destinar al transporte de material.

Xre^n^s. - La vía está constituida por dos filas de carriles montados so bre durmientes apoyados en una plataforma eon o sin interposi,

ción de balasto (arena o piedra). Se puede usar vía portátil o fija. -El transporte se realiza en vagones muy robustos, de dos ejes. PAjgJIQs,, n el Anadeo s, y SPSñ^zjLQPJ*. "" Si la rampa de la vía fuera superior

al 3%, la tracción por locomotora re­sulta económicamente imposible. Una solución consiste en establecer -entre los dos puntos a enlazar, una vía forrea en línea recta y hacer subir la carga mediante un cable accionado por un cabrestante instala­do en el extremo superior. Para economizar fuerza motriz y aumentar el rendimiento, la instalación comprende generalmente dos vías paralelas -tendidos la una junto a la otra; las vagonetas llenas circulan por una vía y las vacías sobre la o t ra , de modo que las unas se contrapesen con las otras, en ambos extremos de uno cable único enrrollado en un cabree tanto.

1 - VaXyÁn^ipjsJ-JL'' '- o a ^ D S puntos a servir se unen mediante un cable -vía, fijo a los dos postes extremos. Sobre el cable

rueda una cuba que puede ser arrastrada o retenida por un cabrestante instalado en el extremo superior mediante un cable tractor. El descenso se hace frenando. 2 - 'v/givón doble; Para aumentar el rendimiento es necesario utilizar dos

cables vía paralelos, que constituyen un vaivén doble. Sobre cada cable vía rueda un carretón que se apoya sobre el cable me­diante polea s y del que cuelga una vagoneta. Los dos carretones están -unidos por un cable sinfín tractor que pasa, en un extremo de la línea sobre el tambor de un cabrestante y en el o tro p o r^ambor de retorno. Monocable - Tiene un sólo cable sinfín que es a la vez vía y tractor.

r, Pueden instalarse para cualquier tipo de trazados y cual­quier longitud. Los cambios de dirección se realizan en las estaciones en ángulo.

36

CjL n t a_s_ _T r ajnsJJO r_t a do r as - Esta forma de transporta es, conjuntamente -con el hidráulico, verdaderamente continua.

Su composición clásica es la siguiente: se trata de una correa sinfín soportada, a distancias regulares, por rodillos móviles sujetos sobre una viga rígida, que sirve de transporte. En un extremo la cinta pasa por un tambor que le imprime un movimiento continuo. Gran capacidad -de transporte. Grandes velocidades 100 m /min o más. 7j^IlsJ^J^LJ>PJi a,gua - Son de gran rendimiento y particularmente econó­

micos. Se suelen aplicar, por ejemplo, para mate ríales procedentes de dragados, obras portuarias, etc., se utilizan -barcazas y remolcadores; son económicamente ventajosos. &JJh^Si3iPJL ~ S ° n de gran versatilidad, pueden emplearse para el trans­

porte de sólidos. El material se transporta por medio de fluido movido por motores. El inconveniente es para aquellos materia­les que se alteran en contacto con el h^G.

rTa_quinar,iar de^ JEleyació tn ~ Comparados con los elementos de elevación a brazo, potentes pero lentos, los elementos

de elevación mecánicas son generalmente menos potentes pero mucho más rápidos. La patencia del motor es directamente proporcional a 1 a carga y a la velocidad a la que se debe trasladar,. - At _B r a.z o, - Las más corrientes son cries, gatos, tornos, etc.. Para -

elevar cargas por encima del suelo, se utiliza una es truc, tura que ofrece un punto fijo de apoyo, del que se cuelga una polea. Por esta pica pasa un cable enganchando a la -carga cuyo otro ramal se enrolla al tambor de un cabrestan

' to o torno.

~ íle.cánic^s, - Son aparatos que comprenden un mecanismo de elevación -de la carga, semejante en todas las máquinas (cabrestan

1 te mecánico) y dispositivos de rotación y traslación de la carga. Todos estos dispositivos deben tener un punto de apoyo para el mecanismo de elevación situado por en­cima de la carga a elevar. Este punto de apoyo constituido por una estructura meta, lica, es móvil para asegurar el desplazamiento de la -carga una vez levantada. Así tenemos el cabrestante mecánico que puede, ser de -vapor, de aire comprimido o eléctrico. Otra posibilidad son las grúas propiamente dichas.

c i c l o s . _ p e ^ . _ c a r g A . A.. X rA" A A ^ A . . A ^ A A ^ A A S

Cpmpppeptps^jipi, PPP-P.

1 Carga 2 - Acarreo 3 - Descarga 4 - Retorno 5 - Maniobra 6 - Demora

Fjactojce_s_ a. jte,ne_r e.n c_uen_ta en cada J-ino. de^ e_llos_.

- Carga - Tamaño y tipo de cargador - Tipo y condición del material - Capacidad de la unidad - Habilidad del operador

- Acarreo - Característica de la unidad fletorno) - Distancia

- Condición del camino

- Pendientes - Factores varios que influyen en la velocidad

- Descarga - Tipo y condición del material

-• Maniobrabilidad de la unidad - Condición del orea de descarga - Destina del material

- Maniobra - Maniobrabilidad de la unidad - Area de maniobra disponible

- Tipo de cargador - Ubicación del cargador

- Demora - Tiempo de espera para cargar -- Tiempo de espera para descargar

- Varios

Definiciones

Disponibilidad: Es el porcentaje del tiempo en el cual la má­quina está en condiciones de operar.

Utilización: Es el porcentaje del tiempo en el cuál la máquin; está efectivamente en operación, del total del -tiempo en que está disponible.

3S

! CONDICIÓN FA VCR ABLE

i minutos/hora 55 50 45 j

% utilización 92 83 67 i

- Cuadro comparativo de porcentajes ce utilización.

La "utilización" tiene en cuenta las pérdidas de tiempo debidas a operaciones nocturnas, mal tiempo, tránsito, voladuras, cortes de energía, etc. y factores como la eficiencia del operador, ti po de supervisión, balance adecuado del equipo auxiliar, etc..

D, - F_ac;tpj:e_s^J-J-jnij^ptes^ en^ el_ acarreo, c.o.n cam.ione_s_,

Dp fjLp ip^ionpp.: Resjiptpnpia, p. lp^JPPlqdppp - Es uña medida de la fuerza requerida para superar el efecto retardador causado por el rozamiento de las cubiertas con el -suelo. Incluye la resistencia causada por la penetra ción de las cubiertas, la flexión de la cubierta ba_ jo carga, etc.. Análogamente se define para equipo montado sobre -riel u oruga.

S u p e r f i c i e /¿de Resistencia

Asfalto ]_ 5

Hormigón 1,5

Tierra compactada, seca, sin material suelto 2,0

Tiera no bien compactada, mantenimiento pobre B,0

Tiera seca/con algún material suelto 3, 0

Tierra y relleno desparejo con surcos 16,0

Grava seca, bien compactada, sin material suelto 2,0

Grava seca pero no bien compactada 3,0

Grava suelte sin compactar 10,0

Barro con base firme 4,0

Barro sin buena base o con base esponjoso 16,0

Arena suelta 10, 0

Cuadro: Resistencia a la rodadura de algunos materiales específicos expresada en peso como un porcentaje del peso del vehículo (vacío o cargado).••

-? e s i s tenci a an rai~r as .- El vehículo dec e d^sarroll-r un?, fuerza -ipunl ^ un orcentrje de su »>eeo (ieuaí o — la rendiente) para empezar a subir.

-Tracción t Una rueda rue patina no trasmite fuerza ni sua lo. La tra< ci<on sol amanto. 1? 2jcrean el ó" lo ejes tractive , 7 ser?" función del ras*-- sobra dicho eje y de los c^rncteríeti­cas del suelo cu.: se e x t r a s .an o. través de un coeficiente de tracción.

Superficie

o m i pon

Terreno arcilloso see

Terreno arcilloso roñado

Terreno arcilloso en nal estado

Aren* seco

Arena ir.o j oda

Tis" de cantera '' medio"5

Gravo suelta

Hielo

Tierra finas

Tierra suelta

Coeficiente |

o .-v-\ U , J J

0,55

0,45

0,40

0,23

0,40

,0 - r"

0,35

0,45

Cuadro: Coeficiente de tracción ;n diversos rateriales

Ejemplo: Uso ¿ci coeficiente

Suponíanos ~uo el carino está cuhierte- nor hielo, el coefi­ciente aue "indica l" tabla (0,10) se ^lica al aeso rué desear?.? se'er el (o los) eje/s tractivo/s del c^nirn", resultando la fuerza disponi­ble (tractiva) para h^cer rodar el vehículo, excluyendo el desliza­miento .

E - Cálculo del tiemao empleo do ^ - t un camión en un ciclo cm 1" let

Ce calcula trar.c a tramo (separando curvas, trayectos roctílínc y tronos con distintas rendientes); utilizando las curvas de ac­tuación ouo son características de cada car ion (las suirinistr-el fabricante ) . ¿C*po se usan las curvas? Se ''entra ; c^n la resistencia total, -se inter certa e n el aeso (vacio y corando) , se "'corta'" con loo curvas (aaro distintas velocidades de la caía de cambios) y asi se determina la velocidad máxima en tales condiciones. Teniend--en cuenta el no so/cab alios de fuerza (IIP) , (t*nt<" cargad" cc:,:o -vacío) , la distancio y 1- velocidad inicial, se obtiene el fac­tor de velocidad. Pich.0 factor, multiplicado aor la vel~cir>d roa xima, nos da la volocidad media en el tramo.

/ n o -¿ IA CIT T'A (m) V-lrcirird (Kp./1i)

'0 ?30 553

1C 32 4S

C u a d r a : 7al~cidae máxiro cn curvas

n r ; E r o n : i v a f l o t a p e c a v i o l z

problemática de trabajar c n ~> r a r a die d¿ tiernos, cuando se determina la cantidad de cardones necesarios ^ara una operación.

Suponíanos r>ue la cara-> insume 2 minutos y el resto del ciclo (acá rreo, retorno, ir an i obra, descerra) LC minutos. Sí se tiene un cardador en operación contánu~ "ue demora. 2 ninutos en cardar cada carraón, y és te demora en su ciclo total 29 ninutos, necesitaríamos:

20 rin. 2min./camión

= 10 caá: i one:

Pero el promedie de 20 minutes no siempre se cumple para todos le: viajes, consideremos entrnecs el tien-o ra al de cada viaje, y el núcr.< ro de vec es que tal tiempo se recite, ^or eienpla, en 20 viajes.

iy- de Via. . - i c r : r real Tiempo total

0 _) -

17 51 lfc 54

0 ID 57 20 100

í 21 21 1 22 22 2 23 46 1 24 24 í 25 25

2 0

Pronedir -> 400 min. _ 2Or-in./cicle If >0 ciclos

Con los valores anteriores se realizan:

1 - Histogram?, frecuencia

2 - Histogram?, y curva, de frecuencia acumulada

41

3 - Pstermina 1" ^roba; ill dad. acumulada de los ciclos ¿e tier.."" da 1---S c o i one a. .

20 — — 100% ----- 1 c. 13 .57. 24 If ---- r\ f\ C-f 23 If ,22 15 75;' ---- 21 14 -i /, c"/ . > — ~ _

/: 33% 3 15/< ----- 17

(Observando el Iiistogram.a del eiemle, constatamos entre otr' hechos rue el 15% de los viajes insume 17 minutos)

4 - / mártir de una serle de número?, eleridcs aleatoriamente, se ob­tiene un" secuencia de cicl"^, determinando la duración ce cada uno r>e oHr.s a o-^rtir de la curva do rro!:arilida¿!. acumulada, F-o os ta forra la distribución corras^roe lenta será crincidente -con la observada en el c<

aleatorias 7 ----- 70% 20 rin o ^ O'")"' o a '• ¿ 4>p $r.

2 2 a?. ---- lf '•' 5 50% ----- 20 i (

C — — 22 ' _j /,. lo a . ore 23 1 10% ---- 17 t 407. 10 7 70- 2 ^ 0 •; O i r 5 r, 2 0 ' „ < <y _ _ 9 r-r ....... nr\' a o c . „ ra-- 9o

J J r — — — — ¿_

1 - - - - 1 0 % ---- 17 2 - ?of x r

7 7 0 % - - - - 2 0 r. _ o 07 a 1 r . v (/0 . - ^

O A.

Posteriormente realizamos un cra'fi.co de la secuencia de vio-jen, -de forma de poder visualizarl", considerando en cada case el tí er­re oue demora cada carian en ser llenado por el cargador 7 cu ci­clo. Así el primer camión tiene 2 minutos de tienno de carga y 20 rinutes de ciclo total; el 2 2 camión 2 minutos de carra (auc serían a partir del 2- minuto en rue come-nz' a traba lar el caraader) y 22 minutos de ciclo to tal.

En el gráfico se aprecia, nue boy ben esmerar turno -ñera ser car?ad el ciclo).

voces en l nn cuales los camiones de-s (pero esto no t r o n a r a problemas en

I,o rue distrrsion.e la secuencia de carga, as rue el cargadar n' ten ra camión el cual cargar (%'i . t = 4 8 nín. en »r*fic r), este se re­suelve agregando tanta cantidad de emícnes como sea necesario. *>p oue tener en cuent" ruc el caraador tiene un casto altísimo.

t

hi For eier^lo, si del cálculo en !:?se al «romedio, resultaban • 10 camiones, esta posible la realidad nuestra rue tendrán rue ser once (o más).

Es ol eruír-o ~ua rermancco or. reserva (sin usar) p>ara entrar en funcionar ianto an-ts un improvesto o situación de emerponcia, --or ejemplo cu?.o. "o rale de servicio una máquina rue está en or-oración -or roouerir una "rr~n'; reparación. Generalmente so recomienda "uo el 85" de la flota de camiones -rue se adquiere, sea suficiente ~ara el trabajo en cuestión, ~ siendo el 15% remanente el cruise 'Stand Iy , ;o ::a la orden".

Ejemplo: Si el cálculo del número de caminnes da 11, se del crían comprar ll/ r, P.5 = 13 camiones, los 2 restantes estarán ''Stand ly :,

Ancho del camino --or doñeo circulan los camiones .

Cuando es do una sola vía, so toma r.l ancho del camión más medio ancho a cada lado.

, 1/2 t 1 camión 11/2 ¡

Cuando el carino ->s de dot lo vi."., se toman k anchos:

,1/2 , 1 cariónil/2 ; 1/2» 1 camión. 1/2

— I

• f - ^ •L i

—

ftacuenci,, (no. viajes)

T

43

r a 17 1» 19 . 20 21 2 2 23 24 25 . Tt«apo.(mtn)

l.HUtoorama <ie Frecuencia-

22 23 24 2& "n«mpol'nJn)

2TÍ4l8t«Br«n€ y curvo <to frecuencia flcuwuiada»

Caínjone»

(orden ciólo} 20 19

e 17 16 15 14 13 124 II

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\-

í : 7

i 1 6

viaje

... - r . . . .

- 1 -

1

2 4 6 • 10 12 16 20 24 28 32 36 40 4 4 48 52 : 56 90 Ti*mpo (ptln)

— cj w¡ v •> w »- «5? O S '* ©S » »~ «» <J> « O

. I |

Las cintas trar.ercrtad.ora3 coiistituven una alternativa fundamental parí» el transporto ce raterial en tronos, d.et i do a sus venta i as en -terrino úe costos, sepurida.d de la operación, confias ilidad, vercatá • lidad y -práct" carente ilimitado ranpc da capacidad de carpa.

A su vos, sor. a de era das rara desarrollar numerosas funciones ce -rroces»r ionto, en conexión oo-n su propósito fundamental: proveer un -cootimio flujo de rateriales. P.ecientei-ente, su adecuación a recucri-riertos meuio-ar bientales, lia constituido un nuevo incentivo para ser preferidas frente a otros medios de transporte.

11 tsr aro de los rateriales oue r>uede ser transportado, está sola­mente limitado r.or el ancho de la cinta. '~o mcdetransportar desde -productos químicos en rolve, hasta los trozos de roca resultantes de ur*» voladura. I ateríales friables son transportados con un míriiro ce degradación. Coro lar cintas de caucho o -reductos sintéticos son al­tamente resistentes a la corrosión y la abrasión, los costos de mante niricnto son coi-^arativanente bajos, cuando se transportan materiales corrosivos o abrasivos, es también posible transportar materiales a •-elevada temperatura tales c ^ o ''pelleta ! de mineral de hierro concen­trado .

Las cintas transportadoras o l e r a n continuamente, 2¿- horas al día y los 3é5 días dol a~o, de ser necesario. ".1 material se carp.a v se descarpa automáticamente. Tos cor.tos operativo?» correspond: ei'tes a la mano le ^ r?, variar, mu- ñeco con los volúmenes transportados, -por lo oue éstos no inciden rucho cuando el total de carpa a trees-portar es mu/ ir por tan te.

las cintas transportadoras constituven ur. medio directo -práctica mente sepün la distareis" m.ás corta- de transportar material de un run to de carpa dado, a vn punto ^e descarpa pro-establecído, ya oue pue­den acomnauar las rendientes del terreno hasta valores entre el 307 y el 35%. Pueden adaptárseles estructuras oue impidan el escape de -polvo a la atmósfera circundante y r>NE. protejan al material de las -inclemencias del tiempo, /demás su emter.sí.ón puede ser prolongada re™ net idamente. En alpunae ra'ñas, cintas transportadoras de varios cien­tos do metroe de lerpo, >~V.2 posibilitan el retiro del material extra! do de sus nivele más profundos, son trasladadas lateralmente de modo de acompasar el desplazamiento de loa frentes de trabajo.

Este medio de trnaspórte' es muy flexible en su capacidad de reci­bir material de una o más ubicaciones (o en cualquier tramo a lo lar-"O del trayecto), en la medida oue la alimentación de material sea -uniforme. Es particular; ente útil citando se necesita mezclar materia­les provenientes de diferentee der-ósitos.

La confi abilidad de las círmtas transportadora.? ha sido demostrada a lo larpo de décadas de uso en plan tas de cemento, terminales de -carpa portuarias, centróles térricas a cartón, etc..

Este sistema de transporte, se orera oprimiendo un botón, teniendo una disponibilidad.elevad!sima.

Las cintas t m s " criadoras son más a certa! les -desde el punto de -vista medio ambiental- our otros medios de transnsorte; no contar inan el aire con polvo o hidrocarburos. En los puntos de tr '•referencia de carpa, el polvo de sor necesario, puede ser contenido o aspirado con eoui.ro adecuado. Las cintas transrortaderae oleran con un arado ote se puridad muy alto, ya oue requieren roce personal y ésto está expuesto a L..uv limitados riespos. El equipo ruede sor proterído le posibles -sobraca.rpas o mal funcionan!ento , por dispositivos mecánicos o cléc trieos incorporados al sister a.

El costo por tonelada de la R¿nno de obra renuorida para operar \v.\ sistema de cintas transportadoras, es usualconte ckenor pue el o; méte dos de transpsorto alternativos, la mavor parte de lar funciones del sistema rueden ser controladas «.besde un renal central r»or tac dio de-una computadora.

Un mínimo de personal se encarga de inspeccionar el equino c infor mar de situaciones nue puedanrequerir renaraci6a o mantenimiento. Co mo las cintas transportadoras consumen energía eléctrica, los costos operativos ror este concerto son realativamente bajos, especialmente a partir de la ^riner crisis petrolera de 1973. El sistema sólo cónsu me energía cuando opera.

Zn general las reparaciones pueden ser -previstas 7 se efectúan -cuando el eouípo no está en operación. los rescuestos son peoueeos y accesibles, ñor lo rue las reparaciones son realizadas en el :lugar, rápidamente.v con un enuípo mínimo.

Las cintas transportadoras son capaces de acarrear una variedad -casi ilimitada da materiales. Gin embargo, su desempeño depende de -un diseño nue se basa en un claro entendimiento de las característi­cas del material nue - 4ebe . o ser traaspsortado y en la cuidadosa consideración de su comportamiento mientras es cargado, -transportado y descargado. Algunas de las. características que incx- • den en ese diseño básico incluyen: tamaño de los trozos, densidad -aparente, ángulo de reposo, airesividad, contenido de humedad, pre-senexa de nolvo, viscosidad, temperatura y eventual acción química.

En sus términos nf>s simples, la capacidad de transporte horaria de una cinta transo orte.dora, es el P O R O total del material transpor tado en ese la .rao, con la cinta trasladando en forma continua una sección transversal uniforme de material, y desplazándose a una velo­cidad uniforme. El ancho se determina por el tamaño de los trozos, * con finos, y el ángulo de reposo del material. Velocidades máximas nue SPVL aceptables para ciertos materiales, en ciertas condiciones, pueden no ser apropiadas para transp ortar materiales con mucho polvo, o -frágiles, o materiales cesados con trozos de borde filoso, /-ún la su perficie de la. sección traversal de la carga en la cinta, puede va riar con el tipo de rodillos utilizados.

Ss importante elegir el más adecuado sistema de rodillos rara, ca­da situación específica y nue los rodillos inciden en las tensiones de la cinta, reouerimientos de energía, vida de la cinta, capacidad y en la operación de la cinta en general. El uso de los rodillos más adecuados y su distanciamiento más conveniente para cada situación, puede minimizar la resistencia friccional. Algunos sistemas de rodi­llos son más recomendables para transportar cargas con mayores sec­ciones transversales, nue otros. Determinados rodillos son más ade­cuados cuando se transportan trozos de erran neso unitario, otros • cuando el material as abrasivo, visocoso, etc..

El análisis completo de un sistema de cintas transportadoras a -los efectos de seleccionar la cinta propiamente dicha, requiere la consideración de numerosos factores, entre los que se destacan:

-material a transportar (densidad, tamaño de trozos, abrasividad, temperatura, presencia de aceites o agen­tes químicos, etc.)

•capacidad de carga requerida -an cho -ve1oc i dad -perfil del trayecto (longitud, curvas, pendientes, etc.) •-sistema de tracción (vina o dos poleas tractivas, ubicación, etc.) -tipo y geometría de los rodillos, etc..

Si bien un sistema de este tino está formado por diversos compo­nentes, uno de los más importantes desde el punto de vista económico es la cinta propiamente dicha, ya oue constituye una parte substan­cial del costo inicial.

la relación de trozos

frift. feneral se disti.r.ruen en la cinta tres partes :

- Cubierta superior

- Crcter central

- Cubierta Inferior

Ti propósito prirario de las cubiertas es proteger al sector cen­tral, oue es el r-ue sororta la tensión que se ejerce al comenzar y durarte el movimiento de la cinta cargada.

También el sector central absorbe la energía de impacto en la. car ga y provee la. estabilidad necesaria para el alineamiento y soporte de la carga sor re los cilindras., b*»jo todas las condiciones a ruó. se se le sor ate durante la carga 7 el transporte.

Compuestos del caucho o similares, suelen ser aplicados para lao cubiertas, así core -ara ser entramados en la parte central.

Tales compuestos se obtienen mezclando caucho o elastorne­ros (materiales elásticos ove reouíe.rcn tiempos y ternera tur a« deter minados para el curado), con productos ruímicos caneces de propiciar el desarrollo de las propiedades físicas necesarias para las condi cienes da servicio (pomas sintéticas v materiales terreólasticos -como el pdivinilo) .

El sector central de la cinta está constituido ror una trama de fibras sintéticas capaces de soportar los esfuerzos mecánicos u.e -implican las condiciones de trabajo.

A rue líos nue reunieren soportar tensiones muy elevadas, contienen una cara de calles de acero paralelos.

o - -

CI IT/. 3 TF/ITf PCPTM. nF/ S HS CAEI3

Er. este sister a la. cinta transportadora se an ova en dos cables de acero oue ron los ^ue trasmiten la tensión. La cinta está pro­vista de dos pares de pulas en v (uro en la parte superior y otro en la inferior) «or donde pasan los cables» Pe esta forra no se raqui ere pro la cinta trasrita la tensión sino "ue, simplemente, sororto la carpa. Ll peso ¿el natorial oue se transporta, flexa a la cinta (oue actúa coro una rera plataforma), no siendo necesario utilizar los aromos en tres cilindros como en el sistema tradicio­nal .

Cuando una cinta transportadora convencí onal, rasa sucesivamen­te por los cilindros de apoyo, el material se aaita. esta agita­ción produce el desplazamiento a la superficie de los trozos mayo­res , en tanto las particulan menores o finos, se acumulan en el -fondo. A. su vez ese sacudimiento tiende a lerizantalizar la super­ficie libre do la carpa, disminuyendo el llamado 'ánpulo de so­bre carpa' y apartándolo del ángulo de reposo característico del -material. Feb ido al diferente concepto oue maneja el sistema, do. -cintas de cable, la sección de carpa es ua.vor -a igual ancho de la cinta- nue en el sistema tradicional ( se considera oue en su par­te inferior es una parábola y on la superior un trapecio).

El concepto de las cintas transportadoras de cable, fue desarro liado a principios de la década del 50: cinta lateralmente rígida pero longitudinalmente flexible, aboyada en sus bordes (o cerca de ellos )scbre dos cables de acero sin fin, paralelos, sobre los que se ejerce la tracción, v oue re apoyan en ooleas, a intervalos re­gularos . En este sistema, la cinta no está adherida al medio trac­tive, sino apoyada. /. 1 principio se objetaba oue -al depender sola mente de la ^riccióa- la cinta podría patinar sobre los cables. •

Sin embarpo, todas las cintas transportadoras dependen de la •-• fricción er.tr2 el materia! y la cinta para el tr* ansnorte en tanto el único requisito adicional en e cte sistena, coniste en que la -fricción cnt re el material y la cinta debe ser m e n o r o igual oue la fricción entro los cables y la cinta.

Así se han disecado sistemas -oue funcionan sin dificultad- con pendientes globales de 21 prados y -en tramos- rendientes de hasta 28 grados.

las esredif icacíOnastécnicas da los cables no son inusua­les, pero los tañíanos se han incrementado desde diámetros inferio­res a. una pulpada ( inicia li; ante) , basta diámetros de dos pulgadas y medía (actualmente). Las poleas generalmente tienen 30 cm. de -diámetro y se distribuyen en intervalos oue van de 3 a 15 metros. La potencia de las unidades de tracción oscila entre 50C IF15 y -•-l r .Con Tip.

En la medida oue las cintas transportadoras se fueron -aplicando a tramos más largos, fueron CVJXXi... ido problemas rara cal­cular la poornetría de los sistemas. En un sistema de 10 o 15 hiló-metros de largo, en el oue se trata de acomparar las ondulaciones del terreno (ya sea a cielo abierto o en galería subterránea), so debe recurrir al diseño por computadora.

Los trayectos largos de las cintas transportadoras, general­mente no lopran alcanzar el ideal de unir dos puntos por una lí­nea recta, debido a restricciones impuestas por el terreno, obstá­culos o servidumbres de paso no concedidas, f'on cintas transporta­doras convencionales, la ruta o trayecto re coupone de una serie de cin tas transportadoras más cortas, di-.puestas una a continua­ción déla otra, correspondiendo una a cada tramo aproximadamente recto. Cada una d>¿ estas dele tener su motor, la energía eléctrica debe acompañar el trayecto para abastec er cada uno de los motor res, etc..

I n el caso de. lee cintas transportadoras de cable, cuando los calibeos de diracc?,*r: s°n muy abrurtoa. y no «ermíten curvar el crasa, do, se utilizan las estaciones de cambio de dirección (o de ánrulc) err> le ando les risr os cablas "t el mismo rotor para traccionar los ca bles. T a estación está compuesta Ce una unidad de descarea, una une dad de carae>, «oleas «ara. desviación de los cables v un dispositive aera tei sionsr los cables . ¡be es neceser-o disponer do un oreradcr en la. estación, de cambia de dirección va cue el control se ejerce • a distaiicia.

ruandr las eirtes trans«crtadoras deben acompañar eneu laciones, tanto a ciclo abierto cono en palerías subterráneas, le -distribucíón de tensiones es le nte determine el perfil vertical -final. Asi, curva?- catenarias tienen luaar en las concavidades Ce corbie de p e n d e n t e , .Corsair ante o i perfil vertical del trazado -a corpa ~ a las ondulaciones (ee la t.o«op-raf ís- o de la palería) pero, a vec es las catenarias m e resultarían, darían lupar a importan tes estructuras -V.- puente o excavaciones para su colocación.

A tal efecto, las "unidades de cambie de pendiente",-p or tíedio de una serie ee poleas verticales pueden producir curvas de menor radío, sosteniendo loa car les hacia aba -?o, en tanto la cinta se so­porta sobre discos Ce nerue~o diámetro, en un nivel, ubicado por en­cina del determinad^ «or los cableo en esta " !unídad u.

be una suscinta comparación, se observa rue en las cintas trans­portadoras convene i. ona les, Ir cinta dele cumplir dos funciones: a) debe llevar al. metería!, s~ crnlean cilindros inclinados o ara -

elevar sue bordes , y aur-enta-r-. la capacidad de carpa, pero la cinta tiende a. "educir e-a pcndi.ente a1 tbesv-lazareo entre lea -ano**es . y

b) debe trasmitir i*es tensiones tract-" vas • tales tensiones y nc la cantidad de i-et' :rial a trans«ortar, son e menudo las rue- de term nan ancho v es«esor de le cinta,

en el sisteme de cabio, el medio de transporte está separado de aruel en el cual se ejerce la tracción.

La cinta es simplemente une « l a t a f o m a de carpa, dimensionada -por el caudal de material a transportar, reforzado tranters a intente con acero «ero longitudinalmente flexible.

Cuando va vacía la cinta, está horizontal •" bajo carpa se defor­ma en función de ésta, teniendo mayor capacidad de transporte - --•a ipual ancho- rue la cinta convencional.

Coro no reruiere el uso de sistemas de cilindros d.e apoyo, la -fricción ce reduce, así como ai despaste y el mantenimiento, el ma­terial no se cae y se le •••ueda imprimir al sistema mayor velocidad, aumentando aún más su capacidad de carea.-

E_ L n C I Q N E S _T jE_ _R I_L - U _T 1 L

La consideración de una roca cómo estéril ' depende de le Ley del ni­ñera! y dé su distribución, dado un yacimiento y un proceso de extrac­ción, e/irte una ley por debajo de la cuál no se justifica la explota­ción por consideraciones económicas. Consecuentemente por debajo de di­cha ley, el material será considerado estéril. Puede ser que un material ''estéril" en un momento dado, un tiempo después se considero útil, si -por ejemplo su cotización en el marcado internacional sube.

Por encima de esa ley el material us útil. Definimos:

1 - Relación estéril - útil instantánea 2 - Relación estéril - útil global 3 - Relación estéril - útil económica

1 - Instantánea = . Jr.3™*}.1. .

t útil

Su calcula; piso a piso nivel a nivel

o franja a franja

2 - Global = 3

tn. e s t é r i l

t útil

S-j calcula al total en toda la excavación, se suma todc el estéril -rom.ovido y se lo divide por todo el útil extraído

3 - Económica •= vj3¿ojc/t cpptp^ ext^racción/t^ /^jgaj^ajicjia min/na/ tt costo remoción estéril/m?

Relación económica es el valor que su obtiene por tonelada de útil, menos ul costo de extracción por tonelada de útil, menos la ganancia mí nima por tonelada, dividido el costo de remoción del du estéril.

El cociente indica la cantidad de du estéril que podemos pagar de remoción por tonelada de útil extraída; nos indica cuál es el margen quu nos quuda para pagar la remoción del estéril.

Ejemplo: Ver figura,

lcr. nivel: V estéril = •—3m.. x_3jrLíJ x 1m. x 2 = 9m?

n •

t útil = (3m. x 2Qr,i. x lm.) (2 t/mí ) = 120 t

Relación estéril - útil

1) instantánea = .JPJLPP^PJP^ = D > Q 7 5 ^ u s t í r i l / t ú t i l

120 t útil

2 ) Global = instantánea

•«téril c «ta ler. nñ»!

2 «te-

5 aro.

4 to.

4. 3W

ÜTU- |

Se coku» o p«r wtidod 4t (ongHod (tin en lo tortero dimentión)

2? nivel* t útil * se mentions cte (geonmtrie cte.)

V #»téril T= ^JLjL-^lJÍUSL^ H In. x 2 * 36 m?

V 8»téril 2s * 3 ^ - 5ro? (del ler nivel) . 2 7 m ?

1 ) Instantánea - ¿ZlLsSMSi . 0,225 ral estéril/t «til 1 2 0 i útil

2) Global . ¡IlA±^!l^Ém. . 0,15 m? M t é r i l / t'fltü (120 1; + 120 t) útil

3er. nivelt V estéril T - \-gnu Jx Im. x 2 «= 81 mí

V e e i i r i l g s « 81TU - 36 «n?,« 45 »?

1) Instantánea ** ££JeLjBS££e&- « 0,375 w? estéril/ t útil 120. t tftil

2)

4 S nivel:

Global * * o,225 «? estéril/ t útil 360 ^ étil

V eetéril T * ^J-?w-, K * 2„ *,T j x 1 m* * 2 - 144 *J

V esterillo m 144 mf - 81 mf • 63 w.

1) Inetnntánen 63 ta. estéril - 0,525 mf estéril/t útil 120 t útil

2) Global - IM^Liliíítíá - B,30 eetéril/t útil «nao t útai

- Si el precio en el mercado es de 200 LKjS/t, el costo de extrac­ción 150 UiiiS/t, ganancia mínima = 10 UijS/t y el coste de remoción estéril 'de 30 U^C/m? Cuál es la relación estéril - útil económica?

3) Económica = v a l o r / t ~ costo extracción/t - ganancia mínima/t costo remoción estéril/mV

200 UG5/t n ü

- i s a ubis/t - i o uos/t

0 UCS/m? 3,50 m? est

j Nivel Instantánea Global Económica 1

1 0,075 m?/t C!,075m?/t 0,50 m?/t

2 0,225 mr/t 0,15 nn/t 0,50 rru/t

3 0,375 nn/t 0,22 5m 3/t 0,50 m?/t

4 3 0,575 m./t

3 / 0,30 m./t 0,50 rru/t

- Hasta cuándo se debe seguir la explotación? Hasta que la relación -instantánea sea igual a la económica, La operación total no es deficitaria en la medida que la relación global sea inferior a la económica.

Isollneas estéril - útil Supongamos que tenemos un cuerpo que se extiende y varia tantu su

potencia como su cobertura. Realizo una serie de perforaciones y en -cada un de ell^s determino la potencia del estéril y la del ¿¡til. Los valores asi obtenidos los represento en lo que llamamos un mapa • de isolíneas.

Cons t rucc i ón de mapa de í s o l f n e a s

1) t r a z a d o de i sópacas = i s o l í n e a s de ú t i l -

2) t r azado de i s o l í n e a s de e s t é r i l -

3) se c a l c u l a n l a s t de ú t i l , en cada ¡ s o l í n e a , suponiendo un pr i sma de

( 1 m x 1 m x po tenc i a ) y por ejemplo Peop = ?• t/m-

t út i 1 Z m^ x 3 t /m3 = 6 t

h&) Se c a l c u l a en cade punto de i n t e r s e c c i ó n , la r e l a c i ó n e s t é r i l - ú t i l i n s t a n t ? n ¿ ;

I n s t an tánea - l 1 0 m 3 e s t g r M • 1 , 1 m3 e s t é r i l / t Ú t i l y t ú t i 1

56

5°) Se t r a b a j a s i g u i e n d o l a s l í n e a s de r e l a c i ó n e s t é r i l - ú t i l i n s t an t ánea

desde l a s más conven ientes ( l a s de menor r e l a c i ó n ) a l a s más inconven¡en

t e s , ha s t a l l e g a r a l a i s o l í n e a de la r e l a c i ó n económica.

Se comienza t r a b a j a n d o en l a i s o l í n e a menor pues to que se debe amor t i za r

( l a i n v e r s i ó n i n i c i a l ) en e l menor t iempo p o s i b l e .

isolfn«a estéril itdpoca . taifa* « wr «8trfr»l/t a t H

-Mapa de Isolfneos tconstruccídn)—

I

¿I

METODOLOGÍA PE ESTUDIO DE ESTABILIDAD DE TALUDES

Se miden dirección y buzamiento de todos los planos de debilidad observables en superficie.

Tal estudio da una idea de la tendencia de una masa rocosa a fracturarse en una determinada dirección.

El deslizamiento puede ocurrir directamente según un plano de debilidad o -caso más complejo- según la recta de intersección de dos planos de debilidad, siempre que su ángulo con el plano horizontal sea menor que el del talud de la excavación. Este caso es muy difícil de estudiar y matemáticamente complicado por lo que no siempre se considera.

Lo que siempre se debe estudiar es la probalilidad de deslizamiento plano de la masa rocosa, cuando a su ángulo con el plano horizontal es menor que el del talud de la excavac ion.

El plano de debilidad "A" Puede haber deslizamiento no afecta la estabilidad a lo largo del plano "B"

Determinamos:

1ro.- la distribución de los planos de debilidad por medio de sus correspondientes polos en una red de Schmid.

2do.- las concentraciones de los mismos en una red de Karlsbeek, obteniendo dirección y buzamiento de los grupos de planos de debilidad predominantes.

El peso de la porción de material que podría deslizar puede descomponerse según dos direcciones, una paralela y otra perpendicular al plano potencial de deslizamiento.

sángulo del plano de debilidad

s talud de diseño

frente de trabado-

plano de debilidad (dado por la naturaleza)

P= peso T= componente tangencial N» componente noraal

¡n un nivel dado (o pendiente global de la excavación)

58

La fuerza T (tangencial) constituye una fuerza de deslizamiento, las fuerzas cohesivas y fricciónales se le oponen, se trata de ver cual es mayor y con qué diferencia relativa.

Dos problemas afectan la estabilidad:

1- pendiente global de la excavación 2- pendiente del frente de trabajo

a - ángulo de la pendiente global 0 - ángulo del frente de trabajo (talud diseñado)

Obviamente: 0 > a

Las características de la maquinaria aproximadamente determinan ancho, y alto del nivel y la roca el talud de trabajo, con lo que la pendiente global queda determinada. Hay que estudiar la estabilidad de la pendiente global y además la del talud de trabajo en cada nivel.

DESARROLLO D E UN MODELO PARA DISESO D E TALUDES

Se toman en cuenta:

1- las propiedades mecánicas de la roca 2- el espaciamiento entre planos de debilidad (o

juegos de planos de debilidad supuestos paralelos) y la longitud de las fracturas (datos de campo). (ver diseño)

donde: T = P sene N = P cos6

Fuerzas que se oponen a T: - resistencia friccional roca sana - resistencia cohesiva roca sana - resistencia friccional roca fracturada - resistencia cohesiva roca fracturada

Se debe determinar el sentido de la resultante correspondiente y su relación (si las fuerzas que se oponen el deslizamiento son mayores que T ) , de modo de establecer el coeficiente de seguridad contra el deslizamiento.

¿Cómo separar roca sana de roca fracturada? El modelo nos da una definición a partir del

espaciamiento de los planos débiles y de la longitud máxima de traza, es decir la fractura visible (longitud máxima aparente observable).

52

DEFINIMOS

Roca sana = espaciamiento mínimo de planos débilRR Roca total espac. mín planos débiles 4- long max traza

Roca fracturada = longitud máxima de traza Roca total espac.mín planos débiles + long max traza

Lo que se establecen son porcentajes y se verifica que la suma de ambos es el total (la roca o se considera sana o se considera fracturada)

Para que un plano de debilidad pueda producir deslizamiento debe tener una pendiente 6 < a, su dirección debe ser perpendicular a la sección y su buzamiento debe ser hacia la cavidad.

Para estudiar el posible deslizamiento del área rayada, se efectúa un análisis en dos dimensiones considerando la tercera dimensión comb la unidad (por metro de frente).

La fuerza que tiende a provocar el deslizamiento es T (tangencial), a ella se oponen una serie de fuerzas que dependen de la roca (propiedades mecánicas), su estado (contenido de agua, etc. ) y de las características de los planos de debilidad observados en el campo

Estas fuerzas son:

1- Resistencia friccional de la roca sana = N tg0 roca sana roca total

2- Resistencia cohesiva de la roca fracturada= = C SL roca sana

roca total

3- Resistencia friccional de la roca sana= = N tg0R roca fracturada

roca total

4- Resistencia cohesiva de la roca fracturada= - CR SL roca fracturada

roca total la suma de estas cuatro fuerzas - T R

donde: 0 = ángulo de fricción interna 0R = ángulo de fricción interna residual C = cohesión C R = cohesión sobre roca fracturada

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u max. = a sen Ocos O

se aproxima a > u _ Mw&x.» - a sen0 oos.0 2 = 2

defino : U - u Sn

1) Resistencia friccional roca sana mojada - (N-U)tg/^ roca sana roca total

2) Resistencia cohesiva roca sana mojada = C roca sana roca total

3) Resistencia friccional roca fracturada

mojada = (N-U)tg(2ffl roca, fracturada roca total

4 ) Resistencia cohesiva roca fracturada embebida = QfSjj roca fracturada

roca total

Para que el talud sea estable: Ti, - coeficiente de

1 < £ * T ^ seguridad

cuando: T > 1 . ¥ desliza, hay que bajar el talud T < TR p no desliza (en principio)

Todo este modelo supone que la roca está seca, si el talud está embebido en agua, aparece un nuevo elemento en las fuerzas friccio-

* Si la roca está saturada de agua, aparece un empuje vertical ascendente (principio de Arquímedes) y las fuerzas fricciónales dis minuyen al decrecer la resultante normal al plano.

La presión del agua se aplica por igual en todas las direcciones, lo que preocupa son las fuerzas de empuje que tienden a separar la auna de material que puede deslizar. Se trata de fuerzas perpendicu lares al plano potencial de deslizamiento, loque supone pensar que los conductos de salida del agua tuvieran esa orientación (caso más desfavorable). El problema del «agua es muy complejo porque habría -que saber por donde drena realmente.

D a d o s l o s p l a n o s d é b i l e s , s e g ú n l a p e n d i e n t e p l o b a l p u e d e n c a e r t o d o s l o s e s c a l o n e s p e r o d a d a l a p e n d i e n t e en c a d a e s s a l ó n , s ó l o p u e d e c a e r l o r a y a d o en l a f i g u r a ( e l á n g u l o d e l p l a n o p o t e n c i a l de d e s l i z a ­m i e n t o e s s i e m p r e e l m i s m o p e r o l o s de l o s t a l u d e s - g l o b a l y d e l f r e n ­t e de t r a b a j o - de l a e x c a v a c i ó n , no l o s o n ) .

E j e m p l o de a p l i c a c i ó n d e l m o d e l o de e s t a b i l i d a d de t a l u d e s

D e s e a m o s e s t u d i a r l a e s t a b i l i d a d d e l t a l u d " E s t e " de una m i n a l i m i t a ­da p o r l a s d i r e c c i o n e s NéOE y S 5 0 E . La p e n d i e n t e p r o y e c t a d a e s de 63 2

D a t o s :

G r u p o de l o s p l a n o s déb i l e s

D i r e c c i ó n B u z a m i e n t o E s pa c i am.M i n . L o n g . m á x . d e traza

A N80W 52 SW A m 9 m

B1 N 1 k\J 50 SW 6,0 m 2 m

B 2 N1 2W 82 SW 0 , 2 m 1 m

B3 N10W 6 1 NE 1 . 0 m 3 m

C N70E %2 NW 0 , 1 m 0 , 7 0 m

D 1 N87E 71 NW $ .2 m 2 , 2 m

E s t u d i a r e m o s e l g r u p o B

63

Tension 4 roturo

90

Tension Tangencial

Tension conf.

Tension Normal

C u a l e s e l p e s o de l a masa r o c o s a p o r e n c i m a d e l p l a n o B.. p o r m e t r o de f r e n t e de c a n t e r a ?

H Iq fr L X

y = L - x = H^I"l\

y = 1 1 8 , 8 m

á r e a y . H 21.3 84 2 m v o l umen = 21. 381» m 3

P e s o p o r m e t r o v o l u m e n x P e s p kl.JíB t / m 1 m

P/m = kl. 768 t / r

C u á l e s l a p r o p o r c i ó n de r o c a i n t a c t a ?

r o c a s a n a _ e s p a c i a m i e n t o m í n i m o p l a n o s d é b i l e s _ 6m . r o c a t o t a l ~ e s p . m i n . + l o n g . m á x . de t r a z a ( 6 + 2 ) m

= 0,75 > r o c a s a n a - 75%

C u á l e s l a r e s i s t e n c i a f r i c c i o n a l de l a r o c a i n t a c t a s e c a ?

R e s i s t e n c i a f r i c c i o n a l r o c a s a n a seca* N tg0 área sana area total

N = P. e o s ©

t q f c = 1 + s e n 1 - sen . t £

t g

^ = 79? 3 ( v e r e n s a y o s )

<T - 0,93

R e s i s t , f r i c c i o n a l s o c a s a n a s e c a = (1*2.768 t / m - c o s © ) (0,93) 75 . 100

= 1317A.7 t/m

C u á l e s l a r e s i s t e n c i a f r i c c i o n a l de l a r o c a f r a c t u r a d a s e c a ?

Re s i s t . f r i ce . r o c a f r a c t . s e c a = N t g ^ R á r e a f r a c t . _ 27¿»8, 9 t / m á r e a t o t a l

^ R = 21^8 ( v e r e n s a y o s )

C u á l e s l a r e s i s t e n c i a c o h e s i v a t o t a l ?

a ) R e s i s t , c o h e s i v a r o c a s a n a s e c a » C S. á r e a s a n a á r e a t o t a l

sen ©• H

S_ + 473,7 m LI

0ó = 2 C e o s / 1 - s e n . jjf" ( v e r e n s a y o s )

ó más d i r e c t o = C = (P3 = 19,56 K g / c m '

C = 195,5 t / m 2

2

65 Dado que l a c o h e s i ó n en e l e n s a y o e s mucho m a y o r que l a r e a l , p o r l a i n f l u e n c i a d e l t a m a ñ o de l a m u e s t r a , tomamos e l 20% d e l v a l o r d e l e n s a y o .

C = 39,12 t / m ?

2 R e s i s t e n c i a c o h e s i v a r o c a s a n a s e c a = 39,12 t / m . 473,7 m 75

100

= 13.898,4 t /m

b) R e s i s t e n c i a c o h e s i v a r o c a f r a c t . s e c a • C n . S . 5 r -a—^ r a c! :'— R L a re a t o t a l

CJJ, =0 ( e n e s t e e j e m p l o ) p o r que s e g ú n e l g r á f i c o , l a r e c t a c o r t a ­r í a e l e j e b a j o e l e j e de a b s c i s a s .

R e s i s t e n c i a c o h e s i v a r o c a f r a c t . s e c a - 0

c ) R e s i s t e n c i a c o h e s i v a t o t a l = Res i s t . c o h e s i va r o c a s a n a s e c a +

R e s i s t , c o h e s . r o c a f r a c t . s e c a =

13.898,4 t / m + 0 t /m = 13.898,4 t / m

6 - C u á l e s e l c o e f i c i e n t e de s e g u r i d a d c o n t r a e l d e s l i z a m i e n t o a l o l a r g o d e l p l a n o que e s t a m o s e s t u d i a n d o d e l t a l u d d i s e ñ a d o con á n g u l o 6 3 ° ?

C o e f i c i e n t e s e g u r i d a d =

T = P . s e n 8 = 3 2 . 7 6 2 , 2 t / m

T R ( t o t a l )

T . t o t a l = R e s i s t e n c i a f r i c c i o n a l + R e s i s t e n c i a c o h e s i v a R T T

= 19.174,7 t /m + 2748,9 t / m + 13.898,4 t / m

= 35.822 t /m

C o e f i e . s e g u r i d a d = 32'762,2^t/m = 1 » 09 32

No h a b r í a d e s l i z a m i e n t o p u e s c o e f . s e g . ^ 1

7 - C u á l e s l a máx ima p r e s i ó n de a g u a que s e puede d e s a r r o l 1 a r p o r e n c i m a d e l p l a n o de d e s l i z a m i e n t o B.. ?

u „ = y sen© max.

y= 118,8 m

u „ =58,5 m max -

cos©

u , . P. e s p . a g u a = 58,5 t / m max.

u max, U - ü . S L - 13.859,7 t / m

66

8 - C u a l e s l a f u e r z a n o r m a l r e s u l t a n t e c u a n d o e l t a l u d e s f á s a t u r a d o ?

(N - U) = 1 3 . 6 3 1 , 6 t / m

9 - C u á l e s l a r e s i s t e n c i a f r i c c i o n a l t o t a l de l a r o c a s a t u r a d a ?

a ) Re s i s t . f r i ce i ona 1 r o c a s a n a s a t u r a d a «=

= (N - U)tqé j r e a s a n a = ? ¿ / m

•/ a r e a t o t a l '

b) R e s f s t . f r i c . r o c a f r a c t . s a t u r a d a =

- ( N - u» ««A • fér&Hr-- , 3 6 3 - °

c) R e s i s t , f r i c c i o n a l m o j a d a t o t a l = ( 9 - 5 0 7 , 6 + 1 . 3 6 3 , 0 ) t / m *

- 1 0 . 8 7 0 , 6 t / m

1 0 - C u á l e s e l c o e f i c i e n t e de s e g u r i d a d c u a n d o e l t a l u d e s t á s a t u r a d o ?

T R t o t a l S a t u r a d o C o e f . s e g . s a t u r a d o = ^ = 0 , 7 5 6

T > " ^ s a t u r a d a t o t a l > va a d e s l i z a r

S o l u c i ó n : h a y que b a j a r e l t a l u d .

G R A N D E S E X C A V A D O R A S

PALAS DESCUBRIDORAS DRAGALINAS EXCAVADORES DE RUEDA

V E N T A J A S

Consumen poca ener­gía. Menor inversión ini cial. No requieren super­ficie nivelada para trabajar.

excavaGran

Frentes de hasta 20-30m. No está en la ción,(l) Flexible, (2) Inversión media. Máquinas más bara­tas por unidad de m J

removido,

Pueden atacar fren­tes muy altos 50m (a)

capacidad de carga, (b)

D E S V

N T A J

Frentes menores de

20m. Trabaja en la excava ción. Poco flexible. Han dejado de fa­bricarse.

Requieren una prevo< ladura, (3)

Baja disponibilidad, Mantenimiento caro.

Requiere superficie Se aplica a material nivelada (pendiente menor 10$). (4)

no consolidado. Requiere superficie nivelada (pendiente menor 1 0 % ) . (4) Mayor inversión ini-cial.

68

1) Es una ventaja por que es molesto tener una máquina muy grande dentro de la excavación. Además, si el material que queremos ex­traer está en el piso de la excavación, los estaríamos triturando con la máquina.

2) Es flexible porque puede acompañar las "oscilaciones" de la roca útil y también porque puede trabajar con coberturas variables.

3) La prevoladura (con una relación de carga baja) facilita el hin­cado del cajón de la dragalina.

4) El probiema de la nivelación desapareción con el desarrollo de los grandes topadores(bulldozers)?así esa ventaja de las palas desapareció.

a y b) Los excavadores de rueda más grandes pesan 12000 t y tienen 230 m de longitud, 80-90 m de alto y 45 m de ancho. Pueden extraer 16000 m /h. En su rango de trabajo no se compara con ninguna otra máquina,

Excavadores de Rueda

Cinta Transportadora

-Rueda de Cangilones-

SSL Excavadores de Rueda

La rueda de cangilones es un sistema autoportante, posee cintas tranjs portadoras incluidas en el sistema global. Desventa|á: El conjunto marcha simultáneamente y si una de las partes de deja de funcionar, para toda la máquina y en consecuencia detiene la producción.

Palas Mecánicas

El balde o caja posee un sistema por el cual la tapa inferior gira y se abre permitiendo la de_s

carga.

-Palos Mecánicas

En el balance de todos los factores, la dxagalina es la más usada y aceptada por su bajo costo y versatilidad.

DRAGALINA

mot erial estéril no removido

•zona a explotar

—zona en-— explotación ZOn°exp^o\ada

a-ancho de la franja (ancho de trabajo de la máquina}

avance explotación

Nivel de traba.jp de la máquina:

La dragalina trabaja sacando el material estéril de una franja y lo deposita en la franja paralela anterior que ya ha sido explotada (2) ("Straight side Casting"). La dragalina carga en la posición (l) y mediante giro de 9 0 a deposita el material en la franja (2), empezan­do de forma de dejar un frente libre y ayudar a la extracción y ali­neación de la franja.

71

Per-fil de la Drag'alina

- Perfil de la Dragalif ia-

72

Alternativas de movimiento:

- Las franjas se efectúan todas en el mismo sentido. Inconveniente: la máquina debe trasladarse hasta el extremo contra

rio una vez terminada la franja, afectando la dispo nibilidad (lleva días el traslado pues es muy lenta)

t

Las franjas se recorren en ambos sentidos. Ventaja: la draqalina no necesita trasladarse. Inconveniente: la dragalina debe esperar a que retiren el útil,

para poder depositar alli el estéril.

P= ángulo de reposo del material in-situ

6= ángulo de reposo del material removido

H= altura del material in-situ

L= Distancia de la draoa -

lina al borde del ta­lud (L= 75% de la base de la dragalina)

«C« ángulo de la pluma de La dragalina {valor mí_

» P \ C ^ i y v > ? £ ^ nim Q 3Q • - 35 ?) D*

W= ancho de la franja de M w • . trabajo

r= alcance de la dragalina

1 y 2«= pilas de material removido (se solapan entre sí)

El solape lateral de la pila de una franca con la otra puede modificar el ancho de la faja de material removido.

ÍCJ

- Cálculo del alcance: r = a+b+c (ver esquema)

a? +.„/»<_ H ^ 3 H ^ ' — > a = * T ¿ — *

b?

Jé

a = H cotg jf -I-

H* = se define en función de un factor de esponjamiento

área ABCD = H. W (área paralelogramo material in situ)

área (ABCüf = íí*.W (área paralelogramo material removido)

Al ser las áreas iguales: H.W = if.W — introduzco el

factor esponjamiento

H.WU+E) = H*.W H*= H (1+E) -II-

tg 9 - -g > b = FT. cotg © i b = H(l+E) cotg 9 -III-

c? El lado AEr*"= W, la mitad.es W/2 y como lo que nos falta (ver esquema), es la mitad del lado del triangulo;

-IV-c = w

r = I + III + IV

r = H.cotg JZÍ + Híl+E) cotg © + * -v-

Para dimensionar la dragalina se tona el alcance de la pluma (r) como distancia crítica. La expresión hallada para r se utiliza -tanto para diseñar, como para elegir la dragalina.

Suponiendo que el talud del útil es de 90° ( YaZZ&ZZ&r como en esquema), de lo contrario se le agregaría a la ecuación V el sumando correspondiente al pie'1 del talud.

Habría otro sumando a agregar, a efectos de tener en cuenta a la -tercera dimensión. El efecto de la tercera dimensión es -a su vez-debido a la variación de los ángulos que van de la posición de carga a la de descarga.

Al seleccionar la dragalina se debe tener en cuenta: - La pluma y su ángulo de proyección con %horizontal (©<), hay un

ángulo mínimo, de lo contrario vuelca. (no hay ninouna máquina que trabaje con ángulos inferiores a 30°)

0 sea oC , es el ángulo mínimo nue puede bajar la pluma. - Se calcula el alcance en función del<K , el fabricante proporciona

tablas con las características de cada diseño. Dado el alcance, (r) y de acuerdo a la ecuación de r determinamos hasta qué (H) altura, debe (puede) trabajar la máquina.

El ancho de la franja (W) se elige, hay valores recomendados (del or_ den de los 30 m ) . El valor de W aumenta a medida oue la dragalina es más grande.

15

peso del cajón = 3,9 (yd 3) + 1930 lb yardas

- VI

Ejemplo: 2 Tenemos una dragalina de 50 yd .

a - Cuál es el peso del cajón por yarda cúbica? b - Cuál es el peso del cajón? c - Cuál es la m.c.s?

a - peso cajón / yd 3 = 3,9 (50yd3) + 1930 lb = 2125 lb/yd 3

3 3 b - peso cajón/yd x yd = peso cajón

2125 lb/yd 3 x 50 yd 3 = 106.250 lb 1 Ib = 0,45 kg > 106250 lb x 0,45 kg/lb = 47812,5 k«r

peso cajón vacío = 47,8 t

3 c - Se calculan 50 yd de material suelto,

3 50 yd x peso esp. mat. suelto = peso material que cargo

peso mat. + peso cajón vacío = peso total

El peso total debe ser inferior a la máxima carga suspendida.

Producción mensual de la dragalina:

- Se calcula el máximo de hora$por mes = 2 4 h/día x 30 d/mes

= 720 h/mes - Se le aplica utilización, disponibilidad (los grandes cargadores

son eléctricos). - Capacidad de carga y ciclo (ciclo es de poco más de 1 minuto, -

6 0 - 6 5 segundos). - Factor de llenado.

' ¿ic/c x 36oo t/h. -VII-

= m /mes

Si W es muy ancha, el ángulo es excesivo. Si W es muy angosta, ha brá que realizar mayor número de franjas, y esto es inconveniente por su alto costo. Además, se debe tener comodidad para trabajar con los camiones. Máxima carga suspendida ( m . c . s . )

Esta se debe medir para el ángulo mínimo. La m.c.s depende del peso del cajón y del material a cargar. Se ajusta el peso del cajón, de acuerdo al peso específico del material suelto. El peso del cajón es aproximadamente la mitad de la m c s.

Escalón y Relleno -76

Cuando hay problemas con la altura -por lo tanto- el alcance es insuficiente pero se desea usar esa dragalina, se aplica el método del escalón o el del relleno.

Escalón

Avance draaalina

E- Escalón -Escalon-

Se reduce la altura de trabajo mediante una extracción previa (T), se gana alcance.

x = T cotg $ (ver ecuación V)

Método trabajo:

Inconvenientes: * ^ - tiempo (altera secuencia) - costos:

a) mientras realiza el escalón el ángulo de giro es 180° (más tiempo).

b) factor de llenado es bajo (aprox. 5 0 % ) , baja rendimiento.

Pf> 1 lsna: crea un nuevo piso a fin <3e tras ladar se 4e la posición 1 a la posición 2, qanando distancia, aunque el relleno debe

ser retirado por la propia máquina en la medida que se traslada.

2L_¿

- R E L L E N O - R- Material suelto (relleno)

La dragalina trabaja en su franja (1) y gira aproximadamente 902 ( 2 ) para volcar. Luego extrae el material de la franja (3) escalón, y gira 1802 para wolcar. De esta forma, cuando la

/máquina termina su fran­ja (1) se traslada a la siguiente (3) que ahora tiene menor altura, ga nando en alcance •

zona a explotar tona ya explotada-

is

Va depositando el relleno en la medida que avanza, tiene un ciclo parte del material (la mayor), la vuelca en 1 y el resto en 2; o sea cada tantos pases vuelca uno en 2, girando casi 180?.

Es necesario consolidar el nuevo talud, por lo que también aumen­tan los costos.

Equipo Auxiliar: Cuando la cobertura es excesiva para la profundidad

de extracción de la dragalina, entonces utilizo equipo pequeño (palas etc.) para reducir la cobertura, con anterioridad al trabajo de la dragalina (pre-descubrimiento).

Extracción de útil: Si se utilizan camiones, se debe determinar por

donde circularan y las pendientes, entonces se podrían realizar:

- rampas al final de la zanja - rampas transversales hacia el estéril - también podrían utilizarse cintas transportadoras.

o o o O o o o

M I N E R Í A S U B T E R R Á N E A

- Diferencias con minería a cielo abierto:

- acceso - transporte - ventilación

Estos tres problemas señalados -acceso, ventilación y transpor­te- están íntimamente vinculados entre sí, ya que, en general, la ventilación y el transporte se desarrollan a través de los accesos principales a la mina subterránea, si bien en algunos casos parti­culares pueden tener vías de comunicación más específicas. Accesos:

Una forma de clasificar los accesos es la siguiente: por galerías, por pozos y por rampas, dependiendo la elección de -la geometría del cuerpo, su cobertura y método de explotación a -aplicar.

- Accesos -

80

Acceso por pozo: es imprescindible cuando la profundiad es grande (del orden de los cientos de metros).

Tipos de pozos:

Construcción de pozos: El primer pozo se ;construye siempre desde -

arriba hacia abajo, los sucesivos de abajo hacia arriba. El ahorro del sistema (construcción desde abajo), esta en usar la gravedad (ma terial cae), y equipos mecanizados, a fin de extraer la roca. La -otra ventaja es tener lugar donde acumularlo. Otro Método:

Desde la superficie se hace una perforación en el sin­tió donde se desea ubicar el pozo (de 30-60 cm. de diámetro), hasta encontrar la galería inferior, entonces mediante una corona (que sé inserta en el extremo de la galería) y que posee un sistema de conos diamantados, se perfora la roca de abajo hacia arriba (los conos van girando y perforando), de forma .que la perforadora sube y el mate rial cae, el cual se carga y es retirado.

( I ) - escalera (&)- elevador (personal) ( 3 ) - ventilación { 4 } - montacargas

diámetro inicial del pozo (para que pase la columna

de perforación)

diámetro final del pozo

31

galería

i

* columna perforación

galería

- Ejemplo : de ubicación del pozo (vertical) de acce

-Ubicación del pozo (vertical) de acceso-

a - Es incorrecto pues no sería posible extaaer el útil en la zona de intersección con el pozo. Alrededor del pozo debe dejarse una zona intacta -salvo galería de comunicación- a fin de pre venir derrumbes.

b - No es correcto pues la extracción de la porción inferior del útil (donde las presiones son mayores), podría conducir a un derrumbe o debilitamiento de la parte inferior del pozo de ac­ceso .

c - Es la alternativa más adecuada, salvo condiciones de excepción. El pozo está protegido por roca natural para su estabilidad, y -a su vez- queda fuera del útil.

Acceso por galería: Se realiza cuando es posible por la topografía

del terreno y la geometría del útil, es conveniente ya que permite el acceso directo de quipo mecanizado.

Acceso por rampa: El acceso por rampa es un caso intermedio en el

cual los equipos de excavación, carga y transporte pueden acceder por sus propios medios.

Solamente se justifica su aplicación cuando la -cobertura es reducida (no más de 200 a 300 m ) .

Las rampas se construyen en zig-zag o espiral, dado que se debe tener en cuenta: I o) que la pendiente máxima que pueden superar los equipos montados sobro ruedas es del 10%; 2 o) -por razones de seguridad (la máquina va en bajada y hay que contro­lar su velocidad) .

Control de Gases de Minas Subterráneas

1 - Prevención - Procedimiento adecuado en la voladura - Ajuste y mantenimiento de motores de combustión

interna - de incendios.

2 - Remoción - - Drenaje antes de las operaciones de minería - Drenaje por entradas al efecto - Ventilación local de extracción.

3 - Absorción - Reacciones químicas en acondicionadores de escape de motores

- Soluciones de aire con vapor de agua en voladuras 4 - Aislamiento - Sellado de zonas explotadas i>- incendiadas

- Voladuras restringidas o fuera de turno 5 - Dilución -- Por ventilación auxiliar

- Por ventilación principal.

Ventilación -La ventilación(forzada con ventiladores y extractores)

es prácticamente imprescindible en toda mina subterránea. Se debe tener ventilación en todos lo sitios donde haya operarios, siendo los puntos críticos los frentes de trabajo.

La ventilación diluye gases tóxicos y explosivos a concentracio­nes admisibles y retira el polvo. El polvo en suspensión (tamaños menores a 10 mieras permanecen en suspensión indefinidamente) es un riesgo para los pulmonnes de los operarios y la gran superficie de las partículas con respecto a su volumen propicia y facilita las reacciones químicas, las que pueden ser explosivas o dar lugar a la combustión violenta.

El diseño de un sistema de ventilación está determinado por las ne­cesidades de caudal y presión del aire. Se regula por la leyes de la mecánica de los fluidos, estas plantean entre otras cosas la dis_ tribución de caudales y las presiones del fluido (aire) en la bifur. caciones, etc.. Existen a su vez pexdiáas por fricción del fluido dadas por lo^cambios de s e c c i ó n , cambios de orientación a lo largo de las eralerías. etc..

Estos cálculos se desarrollan en programas computarizados. Por ejemplo, las perdidas fricciónales (H), a lo largo de una galería se calculan por aplicación de la Ley de Atkinson {derivada de la Ley de Darcy), que establece que:

K p L ^2 Siendo P y A perímetro y área res-H * —'•— —'- pectivamente , del conducto por el

q ue circula el fluido (aire), K es una constante que depende del mate

rial, L es la longitud del tramo y V es la velocidad. No son desea­bles grandes velocidades por el frío y por el polvo (lo tira sobre la cara del operario).

• • • • L T

3

• C • • • t c aire fresco 1 1 inoreso 1

ajraj^ciado

i-Pilares 2-Pared de Bloques 3-Cortina de material no

inflamable 4-Avance Explotación 5-Roca por Cinta Transportadora

- Ventilación en paneles

84

En el dibujo se puede aprecieír el desarrollo de una explotación del tipo de excavación y pilar (en un panel). A medida que avanza, se van dejando pilares de roca, siempre se hace - un número par de pi_ lares por lo que quedan un número: Impar de corraJotes . Esto se debe a que por los corredores de la izquierda, por ejemplo, entra el aire fresco y por los de la derecha sale el aire viciado; en el corredor central se instala la cinta transportadora. Con el fin de que no ha­yan mezclas de aire puro y aire viciado se construyen en el corredor central paredes de bloques, o se colocan cortinas de material no in­flamable. En el último corredor transversal se colocan cortinas es­peciales ("de cinta"},de forma que pueda circular la maquinaria. Sistema de ventilación:

Se trata de diseñar un sistema que permita -obtener caudal y presión adecuadas en cada punto del circuito. Re­quiere la selección de trayectos -eventualmente incidiendo en la geo_ metría de galerías y conductos- de tipo de ventiladores y sus ubica­ciones, ventiladores pueden colocarse en serie o paralelo, en pa ralelo va uno al lado del otro, se logra mayor volumen a igual pre­sión; en serie uno detráz del otro, mayor presión e igual volumen.

También pueden emplearse extractores para el diseño, de igual for ma que los ventiladores. A veces se utilizan sopladores, los que se colocan a mitad de camino y -generalmente- no son muy recomendables.

El ventilador, por • precaución no se lo coloca a la entrada del pozo.

85,

Nombre Símbolo Densidad respecto al aire

Prop. Efectos físicas

Fuen te conc. máx.

conc. fatal

Oxí­geno °2 1,11

s/olor No s/color tóxicos s/gusto

aire común

míni­mo 19,5%

6%

Nitró­geno N 2 0,97

As fix-iante

aire común y roca 80%

Anhídri do car-boni co

co 2 1.53 s/olor . .. , , Asfxx-s/color . íante gus to ácido

respi­ración roca

fuego voladu dura — f§l°de C E .

0,5% 18%

Metano 0,55 s/ólór explo-s/color sivo s/gusto Asfix­

iante

.roca deaai-mieijto cogeni co motores de C.I. voladu­ra

1%

expío sivo 5-15%

Monoxi-do de cargono

co 0,97 s/olor tóxiPo s/color explo-s/gusto sivo

motores de»C.I. combus­tion incom­pleta

0,0 % 0,03%

expío sivo del 12 -74%

> , -Óxidos de Hi-trógeno

NO NO N 20 1 ,59

olor irritan te-co- tónico lor ro­jizo amarro-nado -gusto amargo

voladu­ras mo­tores de C I , combus­tión ir comple-ta

0 foopí 0,00 5

Acido Sulfú­rico

1,19 olor a toxico huevo , . , explo-podrido . r . , sivo s/color ácido

voladu­ra agua y gases de la roca

0 ,002 0,1 4-46% expío sivo

Dióxi­do de Azufre (Anhí­drido sulfu­roso

so 2 2,27

olor irritan te s/-color tóxico gusto ácido

m p t o r e s

de C.I. fuego voladu­ra com­bustión de mine ral de azufre

0 ,0005 0,1

Hidró-1 geno H 0,0 7

s/olor tóxico s/color explo-tp/cpisto sivo

aguas acidas voladu ras ba terías

4-74% expío sivo

Alde­hidos. H C 0 x y z

1,17 olor irritan . . te sin" toxrco color gusto acido

motores de C. inter­na

entre 0,0005

y 0,001

Radón R n

7,67 s/olor s/color r a d l ° -s/gusto a c t l v o

roca

G A S E S D E M I N A

CLASIFICACIÓN Y CARACTERIZACIÓN DE MÉTODOS DE MINERÍA SUBTERRÁNEA. SOPORTE NATURAL Y ARTIFICIAL.

Los métodos de minería subterránea están directamente relaciona, dos con la geometría de los cuerpos a ser explotados.

Métodos de Minería: 1- Excavación y Pilar: se aplica en cuerpos, con geometría relativa­

mente plana y tabular, de gran extensión. 2- Extracción por Gravedad: la fuerza de la gravedad es aprovechada

para fracturar el material y transportarlo a los niveles y áreas de carga.

3- Minería de Venas: cuerpos con dispocición vertical en los cuales una de las dos dimensiones del plano horizontal es marcadamente inferior a la otra,

4- Minería de Carbón: tiene la particularidad de ser desarrollada -gener lmente- con equipos especializados.

En minería subterránea generalmente las excavaciones deben per­manecer estables,,sin derrumbarse, mientras se desarrolla la extrac­ción en la mina.

Los elementos que constituyen el soporte de la excavación pue­den ser:

1- naturales 2- artificiales

1- Naturales: están constituidos por la propia roca, son secciones que no se extraen. Hay dos tipos: paredes y pilares.

2- Artificiales: se dividen en; a- apuntalamiento b- recubrimientos c- soportes pasivos d- rellenos e- anclajes

a- apuntal mientes, pueden ser de: madera arcos de acero pilares artificiales gatos hidráulicos

b- recubrimientos: hormigón morteros

BB

soportes pasivos: son mallas de tejido, que se clavan al techo, cuya función es impedir que caigan los fragmentos de roca. No. poseen un rol activo, o sea que no impiden el desprendimiento, rellenos: en la medida que avanza la extracción, a fin de au­mentar el poder soporte de los pilares, se puede coloolr relie no de roca triturada -estéril o útil- la que contribuye a la estabilidad de pilares, techos y paredes.

anclajes: consiste en la colocación de barras estabilizadoras de acero (tornillos) atornilladas al techo de las galerías, con la finalidad de aumentar la estabilidad de la roca natu­ral. El anclaje se obtiene hincando las referidas barras de acero. Las mismas están provistas de una placa en uno de sus extre­mos, en tanto en el otro poseen un dispositiva que consiste en un conjunto de aletas que se abren una vez que la barra ha sido totalmente insertada» El largo y el diámetro de las barras dependen de las caracte­rísticas del estrato en que se coloca. Se diseñan sist emas de reticulados de barras en función de la dimensión de la galería y de las características de la roca que constituye el techo del lugar. Requerimiento: es necesario revisar periódicamente la tensión de cada barra y eventualmente reapretarla.

Una alternativa de uso generalizado consiste en la utilización de barras con resinas adhesivas. El sistema consiste en intro­ducir primero una vaina que contiene los componentes del adhe­sivo, luego -al insertar la barra- la vaina se rompe y se pro­duce una soldadura en frío entre la roca y la barra de acero. Ventajas: 1- el tornillo hace contacto a lo largo de toda su

superficie 2- la resistencia del adhesivo es mayor o igual que

la de la roca 3- este sistema permite obtener aproximadamente el

doble de resistencia que el anterior a igual sec­ción de barra.

4- este sistema prácticamente no requiere revisión ni mantenimiento

ta)

1

Cuando el techo presenta una suce­sión de estratos diferentes -los cuales al estar tensionados pueden dar lugar a deslizamientos de unos sobre los otros- el anclaje obliga al conjunto a trabajar como una unidad»

<b) Si tenemos un techo inferior fria­ble y por encima roca firme, el an claje se afirma en ésta, sujetando así el techo inferior»

(c) Ante un terreno muy fracturado,el anclaje facilita el acuñamiento del material,' evitando algunos posibles derrumbes"'.*

1 - Ejemplos -

2R

5- la barra es más sencilla ya que no requiere el dispo sitivo de anclaje de las aletas móviles.

Desventajas: mayor costo

La limitante del sistema de barras (anclaje) es que solamente se apli­ca a la estabilidad del techo inmediato. Las barras se concentran en las intersecciones de las. galerías, dado que allí se encuentra una mayor dimensión sin soporte.

En la secuencia operativa de la extracción, la colocación de barras se efectóa en el siguiente orden;

12- explotación 22- carga y transporte 32- sujeción del techo (antes de con­

tinuar explotando). Alternativa: luego de realizar una voladura puede quedar material suelto, pero no totalmente fracturado, contra el techo. En este caso se realiza una rectificación de su superficie aplicando esfuerzos de palanca en las fracturas y obligando a esos pedazos a caer.

EXCAVACIÓN! Y PILAR

("Room and Pillar")

APL ICABIL IDAD: este método se aplica a cuerpos:

1- Relativamente planos y tabulares. Es prácticamente el único método aplicable a este tipo de geometría. Cuanto más horizontal sea el desarrollo del cuerpo más conveniente es la aplicación de este método. El valor critico de inclinación es de 10-15° (si el ángulo fuera mayor puede ser aplicado pero no es lo más común y requiere operaciones y equipos especiales.

2- de gran extensión (del orden de los K m 3 )

3- potencia relativamente constante, del orden de los metros. Las variaciones a lo largo del cuerpo no pueden ser muy grandes, por ejemplo para una potencia de 2m puede variar de 1,5 a 3m.

El método consiste en construir una red de galerías dentro del útil con desarrollo relativamente horizontal, de forma de utilizar equipo mecanizado.

DESARROLLO

Se construyen galerías longitudinales (centrales) denominadas principales y -perpendicularmente a éstas-galerías llamadas sub-principales.

A partir de las galerías sub-principales se construyen paneles. En los paneles se desarrollan pilares en damero alrededor de los cuales se extrae el útil. En general, estos pilares quedan como soporte del techo. Cuanto mayor sea el poder soporte de la roca menor es el área ocupada por los pilares (sección horizontal).

RECUPERACIÓN

Es el porcentaje de roca que se extrae, con respecto al total de roca útil. Una recuperación del 607. es buena, pero del 307. también puede ser buena, dependiendo del yacimiento y de la profundidad en que se encuentre.

Dado un recurso mineral a mayor profundidad, la extracción será menor que si se encontrara a una profundidad relativamente menor.

Hasta un 257. de la producción de una mina en este método, surge de la excavación de las galerías principales y subprincipales. La cantidad y el tamaño de las mismas esta dada por los requerimientos de ventilación de la mina.

22,

Hay minas en las que se aplica este método, que producen entre 15.000 y 20.000 toneladas por día de roca. Los valores extremos de potencia del cuerpo son, aproximadamente, 1,20 y Sm, para poder utilizar equipo mecanizado.

i

(2)

— Si se tiene una potencia de -por ejemplo- 8m, se explota el nivel superior (4m) por este método y los otros 4m se explotan de igual forma que a cielo abierto.—

VENTILACIÓN

El aire ingresa y egresa por las galerías principales, que suelen construirse en número impar. En principio -si fueran cinco- por dos de las galerías principales ingresa aire fresco y por las otras dos sale aire viciado, en la galería central suele retirarse el material útil por; cinta transportadora.

Este diseño se aplica también en las galerías subprincipales y dentro de cada panel. En la galería cj:entral no hay circulación de aire por riesgo de incendio.

VENTAJAS

1- Mecanización 2- Diversidad de frentes de trabajo 3- Flexibilidad 4- Costos unitarios relativamente bajos.

i

(1) 4m

11) y ( 2 ) - perforación*» poro explosivos

4rn

-EXCAVACIÓN Y P I L A R -Diseño de la mina

95

EXTRACCIÓN EN LOS PANELES

"Extracción" es la relación entre el material que se extrae y el existente.

Dada una distribución uniforme de los pilares y tomando las líneas medias de las galerías adyacentes, se determina el área del material extraído con respecto al que había originalmente.

extracción= e= lo que se extrae» (a+c)(b+d)-(ab) total (a+c)(b+d)

El cálculo esta hecho en dos dimensiones pero debe ajustarse considerando la tercera dimensión, en caso de que no se aproveche toda la potencia del útil.

PRESIÓN QUE SOPORTA EL PILAR

= sobrepresión debido al incremento de tensiones que soporta el pilar, ya que éste debe soportar también el material que está por encima de las áreas explotadas.

II)-pilares

&rtl-e)*= e(T

5"= tensión de cobertura e= lo que se extrae/total

l-e= lo que queda/total

MINERÍA DE "AVANCEE" Y "RETROCESO 21

Se distinguen dos formas de explotación:

1- minería de avance

2- minería de retroceso

MINERÍA DE AVANCE

Se dimensionan los pilares de modo que resistan -por lo menos- mientras exploto ese panel.

MINERÍA DE RETROCESO

El método consiste en explotar (avanzando, es decir, hacia adelante) dejando pilares diseñados con un coeficiente de seguridad elevado, para luego, una vez alcanzada la parte posterior del panel, se retrocede explotando roca de los pilares, reduciéndolos de modo de propiciar el derrumbe controlado del techo. Se va explotando a la vez que se "retrocede" en dirección a las galerías subprincipales.

El método de excavación y pilar es aplicable directamente en cuerpos con pendiente de hasta unos 15°. Si las pendientes fueran mayores, se puede aplicar el método con algunas variantes, particularmente en la carga y el transporte. En tal caso para cargar, se utilizan rastrillos con poleas accionadas a motor, accionadas por cables, de forma que la roca sea arrastrada desde el punto en que es volada hasta el nivel de transporte donde se carga en vagonetas. Las vías por donde circulan éstas, se disponen acompañando las curvas de nivel. El resto de las operaciones se debe realizar en forma manual.

MÉTODOS PARA DISESO PE PILARES

22

Existen dos grandes métodos para el diseño y dimensionamiento de pilares:

1- Método de Wilson

2- Método empírico

MÉTODO DE WILSON

Wilson observó -experimentalmente- que los pilares en su superficie se fracturan y descascaran, y que el confinamiento aumenta la resistencia a la compresión (constatado en el ensayo triaxial) por lo que distingue dos secciones en el pilar:

-externa, que es la que se descacara cuya contribución al poder soporte consiste en confinar al núcleo o sección interior.

-núcleo interno, que concentra la resistencia del pilar, la que ve aumentada su resitencia a la compresión debido al confinamiento que provoca la sección externa.

A partir de tales conceptos, Wilson desarrolla una serie de fórmulas en las que extrapola los resultados del ensayo triaxial para diseñar geometría y distribución de pilares.

MÉTODO EMPÍRICO

A partir del tamaño y la forma del ejemplar ensayado, se determina que a partir de cierto tamaño en adelante (aproximadamente 1,8 - 2 m ) , prácticamente no varián las propiedades mecánicas de la roca con el tamaño.

El método consiste en determinar la resistencia a la compresión de sucesivas muestras para luego aplicar fórmulas que permiten extrapolar resultados con los que se estima la resistencia final del pilar.

¿Cómo se ensaya la resistencia -efectivamente- de un pilar? Se corta una sección del mismo contra el techo y se

comprime el pilar por medio de gatos hidráulicos hasta romperlo.

MÉTODO DE EXPLOTACIÓN EN SUBNIVELES

101

APLICABILIDAD Y REQUISITOS

1-cuerpos con gran buzamiento (disposición vertical)

2-cuerpos relativamente delgados, uniformes, con límites bien definidos

3-roca de caja estable.

El pilar intermedio (ver diseño de la mina) puede llegar hasta 100 - 200 metros» de altura y 20 metros de ancho. Si el cuerpo fuera muy ancho se puede dividir con más pilares intermedios (volúmenes de roca que no se extraen) de modo de constituir el soporte requerido para la estabilidad.

DESARROLLO

Operativamente, la explotación se inicia en una franja vertical, comenzando la extracción en el extremo superior del cuerpo.

En las galerías se van volando "rodajas" sucesivas de roca, perforando hasta los límites del cuerpo y hasta la mitad de la distancia desde donde se construirá la galería inferior.

Las perforaciones -en anillo- pueden irse haciendo con anticipación, de acuerdo a las necesidades de producción, carga y transporte; luego se realizan las voladuras cuando se necesita disponer de material. Esta secuencia permite que el trabajo de perforación sea independiente de las demás tareas.

Las perforaciones pueden hacerse con perforadora manual, pero también hay otras con brazos articulados, que giran 360° y pueden efectuar las perforaciones en anillo, fácilmente. La separación de los anillos depende de la fragmentación deseada, dado que el material debe fluir a través de los conos de descarga. Esa separación es del orden es de los metros (en general 2 m ) . La altura de la sección a volar desde un subnivel puede llegar hasta los 15-20 metros. Los subniveles están desfasados.

Existen pozos (verticales) interiores, que proveen el acceso a los subniveles, por donde circula el personal, la maquinaría y el aire fresco.

102 CARGA DEL MATERIAL

En el nivel de carga se construyen conos, (volando y perforando) que reciben los fragmentos de roca volada que caen de los diferentes subniveles.

Por fuera del cuerpo tenemos la galería de transporte y galerías transversales que acceden a la zona de conos donde se recibe el material.

Tenemos un sistema de conos ubicados muy próximos uno de otro (se construyen mediante voladuras sucesivas siguiendo una geometría determinada). A medida que se carga y se retira la roca volada, el material ubicado más arriba sigue cayendo. La alimentación de los conos es permanente, cuando ésta cesa se debe a que en esa zona ya no hay más útil, y se empieza a cargar el material del cono siguiente, que está recibiendo roca volada.

Las galerías transversales permiten retirar la roca fracturada que esta cayendo. Estas galerías se construyen en cada nivel. Si se tiene pilares transversales, el material de la derecha se retira por la derecha y el de la izquierda por la izquierda.

Para iniciar la primera voladura, se perfora un pozo en el extremo opuesto del pozo de acceso. A partir de allí se avanza hacia el pozo de acceso en los distintos subniveles.

Para la carga se usan cargadores sobre ruedas o, se usan rastrillos con sistemas de poleas; y en vez de trenes de mina o camiones se pueden usar cintas transportadoras.

La distancia entre subniveles es de 10-15 metros, si fuera mayor habría problema en la voladura ya que podría no respetarse la distribución más o menos uniforme de la relación de carga.

103

(4)

• •

"Dirección da

• Minsrfo •

(?)

1-Pozo de «cceso « subniveles

2-SubnlveIes 3 ~ Solería transversal 4-Pertor«clones en abanico paro

voladura 5-Pilar barrera

.6-Roca volada que cae 7-PUar horizontal fr»dalerfa d» "transports

104 Se utilizan perforadoras manuales o muy sencillas

-percusión- de pequeño diámetro (una pulgada o -a lo sumo-un par de pulgadas).

El cuerpo debe tener límites bien definidos para que los barrenos cubran toda el área. Si los límites son difusos, se dificulta la realización de perforaciones, pues éstas deben llegar al límite del cuerpo.

En el caso que el cuerpo fuera inclinado, se mantienen los pilares pero escalonados.

Existe un ángulo límite (mínimo) para el buzamiento del cuerpo al que se aplica este método, y es el ángulo de reposo del material fracturado (es imprescindible que el material fluya por los conos).

Una variante, consiste en utilizar el sistema D.T.H para perforar, en tal caso se dispone de diámetros mayores, profundidades mayores y se puede separar más un frente de otro. Además las distancias entre subniveles pueden llegar hasta los 50-60 metros.

VENTAJAS

1-menor número de subniveles

2-menor cantidad de obras de desarrollo

3-perforaciones todas paralelas (no hay que medir ángulos)

MÉTODOS DE MINERÍA POR GRAVEDAD

105

Todos los métodos de extracción por hundimiento o por acción de la gravedad, se basan en la idea de que tanto la roca mineralizada como la roca caja, fracturan en condiciones controlables.

La extracción da lugar a un hundimiento en la superficie, por encima de la ubicación del cuerpo útil.

Se requiere un proceso de fracturamiento completo y continuo ya que las grandes cavidades soportadas naturalmente, constituyen un alto riesgo de colapso repentino, pudiendo afectar gravemente la secuencia extractiva.

HUNDIMIENTO EN SUBNIVELES

("Sublevel Caving")

APLICABILIDAD Y REQUISITOS

1-cuerpos casi verticales -o de gran buzamiento- así como yacimientos con dimensión vertical predominante

2-roca a extraer "medianamente" estable (las galerías en los subniveles deben ser estables sin soporte artificial)

3-roca caja debe acompañar el hundimiento.

DESVENTAJAS

La dilución con material estéril y eventual baja extracción, son inconvenientes a tener en cuenta para decidir la aplicación de "Hundimiento en Subniveles".

DESARROLLO

En este método se busca el hundimiento controlado de la roca caja simultáneamente con la extracción del útil.

106

El cuerpo se divide en subniveles con espaciamiento vertical pequeño (en general entre B y 15 metros). Cada subnivel se desarrolla con una red de galerías que cubren toda la sección.

En cuerpos delgados, las galerías se disponen paralelamente a la dirección, pero en cuerpos anchos se ubican transversalmente a la misma.

Las galerías se perforan alternadas con el fin de extraer todo el material. E:l útil inmediatamente por encima de cada galería, se barrena con perforaciones en abanico.

dirección de minería

B

Las perforaciones requeridas para las voladuras se pueden efectuar con mucha anticipación. La extracción del útil se realiza a lo largo de un frente; galerías vecinas van siendo explotadas simultáneamente, en tanto que el ritmo de extracción debe acompasarse en los niveles inferiores.

La voladura de un abanico fractura una rodaja de material, el cual se derrumba dentro de la galería. El útil se carga y se transporta a conductos de paso de material. A su vez, el estéril va cayendo en las cavidades. En la galería esto se aprecia por la creciente dilución del material que se carga. Cuando tal dilución alcanza un cierto máximo (que en general oscila entre 10 y 357.), se suspende la carga y se vuela la "rodaja siguiente".

Parte del útil quedará sin extraer (en general un 15 a 207.) , entreverado con estéril.

Dirección de

Minería

1,-Pozo colector pora descarga de material ¿-Espiral de acceso a sub-niveles

(para traslado de equipos) 3„- Galerías horizontales a lo largo dei cuerpo en

todo su extensión 4-Perforaciottes 5-Apertura de galería 6-Roca de caja hundida 7-Nivel principal de transporte

(7)

-Hundimiento en Subniveles

La mayor parte del desarrollo (o tareas preparatorias) consiste en la excavación de la red de galerías. Esta operación puede conducir a la explotación de hasta un 15 -20'/. del útil. Además deben perforarse conductos para el pasaje de roca útil fracturada hasta los niveles principales, así como rampas que conecten subniveles y niveles principales.

Como la operación de excavación de galerías es repetitiva, un procedimiento regular sistemático, puede ser organizado, altamente mecanizado y eficiente.

Una vez que la mina entra en la etapa de producción propiamente dicha, este método permite el trabajo independiente de perforadoras, cargadores, etc.; cada uno de ellos en operación continua, ya que siempre hay varios lugares de trabajo para cada máquina.

DILUCIÓN

Dilución= D= W siendo W el estéril y T el W+T útil

A modo de ejemplo:

Si la extracción fuera del 1157., se estaría extrayendo conjuntamente con el útil más de un 157. de estéril. En cambio cuando la extracción es del 807., no se sabe cuanto es la dilución, pues el material extraído puede contener estéri1.

A su vez, a medida que aumenta la extracción, aumenta la dilución y viceversa.

Relación de reducción de ley= Q 0 - QH= P

g 0 = ley "in-situ"

g h = ley del material extraído

Ejemplo:

g a = 17. CuG gm= 0,97. Reducción de ley= 107.

Cuando la roca caja tiene ley cero (es otro material) y la dilución coincide con la relación de reducción de ley, tal como se demuestra a continuación.

gh= T g 0

W+T

susti tuyendo: P= Q° ~ Tq a/W+T= 1 - T = W - D

g a W+T W+T

Ill

M I N E R Í A D E B L O Q U E S ("Block Caving")

Apli cabilidad. y Requisitos ••

1 - Cuerpos del orden de cientos de metros de largo y ancho, y cuando se justifique una importante inversion de obras de desarrollo.

2 - La roca debe fracturar.

I-Roca fracturada 2-NNel de corte 3- Conos 4-Nivel de control y fragmentación secundaria 5-Malla de galerías horizontales

-"Bloclk Covii»flM-

112

Si tenemos una gran masa rocosa y realizamos un corte (un "gran corte") en el nivel inferior del cuerpo y extraemos esa masa roco­sa; la roca que está por encima, sometida a tensiones crecientes v solamente con sustentación lateral, va a fracturar y hundir sola.

Estas fracturas se irán propagando sucesivamente hacia la super ficie de forma tal que solo habrá aue carjar la roca fracturada y transportarla fuexa de la zona de explotación.

¿Como se realiza el corte? Al igual que en el método "Socavación y Pilar" se desarrolla-un

sistema de galerías, diseñado de forma que no pueda soportar la caja rocosa superior, propiciando la fracturación.

Dadas estas condiciones se necesita un sistema eficaz para cap­tar la roca fracturada, entonces se diseña un sistema de conos (ver Hundimiento en Subniveles) extensivamente.

Alternativas para la carga del material. 1 - Recoger la roca fracturada al lado de una galería de transpor­

te que va a estar ubicada por debajo y a un lado del sistema de conos, utilizando equipo de carga mecanizada.

2 - Recoger el material en un primer nivel -bajo el de los conos-desde el cual se vuelca el material, a otro nivel inferior, me­diante la aplicación de rastrillos con motor.

nivel de transporte

-Sistema de Conos -

(O-raetrlHos con sistema de palas y poleas

i «C- debe ser mayor que el ángulo del talud natural de la roca para

permitir que este fluya.

Los conos nueden revestirse (en algunos clisos) de hormigón, por el desgaste que produce la roca sobre los mismos y por la posibili­dad de que caigan grandes trozos de roca que daüan el cono.

La roca debe ser socavada puraque caiga, pues Duede SUCeúeV aue naturalmente no caiga, demort en hacerlo; si así fuera , se realiza una pecrueña ¿voladura a fin de propiciar 1* f racturación.

En la alternativa de carga con rastrillos, en el nivel que estos S P encuentren se realiza un control (de tamaño de trozos) y fragmen tación secundaria, (Hay un operario encargado de fracturar los tro­zos demasiado grandes y pasarlos al nivel de transporte).

En general se busca minimizar las galerías de transporte (2 o 3 en toda la mina).

La explotación se detiene cuando comenzamos a extraer material -estéril, aunque el derrumbe continúa -con el tiempo- hasta l a super fi cié . Ventájate

1 - Es el método de minería más barato por tonelada extraí da (la gravedad hace casi todo).

De s ven tap as : 1- Inversión inicial muy grande, necesidad de mucho

equipo mecanizado para obras <4» desarrollo. 2- El tiempo para realizar las obras preparatorias (de

desarrollo) y socavar, es muy grande. 3- Insume añoe (2 o 3) comenzar a recuperar la ihversión

inicial.

115

M É T O D O S D E M I N E. R I A - •DE "VENAS"

1 ' EXPLOT/teiOW POR ENCOGIWígMK) < " s h r i n k a 9 e Stoping")

Aplicabilidad: el método se aplica a cuerpos con. 1 - buzamiento pronunciado (ángulo superior al del reposo, la ro­

ca fracturada debe fluir) 2 - útil realtivamente firme (ya que no se dejan pilares), 3 - roca de caja relativamente estable (las paredes deben sopor­

tar la roca fracturada) 4 - límites del cuerpo bien definidos, 5 - roca útil que no sea afectada por su almacenamiento en la ex­

cavación (por ej. hay compuestos de azufre que tienden a oxi­darse y descomnonerse si se exponen a la atmósfera).

En este método el útil es excavado en rodajas horizontales, de abajo hacia arriba- Parte del útil fracturado permanece en la ex­plotación donde sirve de plataforma de trabajo para explotar el -útil por encima y como soporte de las paredes.

Al extraer el útil, su volumen aumenta debido al fenómeno de es­ponjamiento (el incremento puede ser hasta de un 7 0 % ) , por lo que parte del mismo debe ser retirado en forma continua, de modo de man tener una distancia adecuada entre el techo de trabajo y la parte superior del útil volado-Desarrol-To: este método requiere la -construcción previa de,

1 - galería de transponte a lo largo del fondo de la excava ción, fuera del cuerpo útil

2 - galerías de acceso al cuerpo transversales, desde la galería de transporte

3 - conos de recepción del material desde las galerías transversales hasta la primer rodaja de útil extraído

4 - la extracción de una rodaja horizontal completa de útil para iniciar el proceso, a unos 5-10 m. por encima del nivel de la galería de transporte

5 - pozos de acceso y ventilación.

Las características del método impiden la aplicación de equi­po mecanizado para la perforación y la voladura, se emplea equipo manual (por ejemplo, perforadores de aire comprimido). Transporte del útil: se carga directamente en vagones, el material

es recibido por conductos desde los conos de descarga (con rastrillos). Otra alternativa es emplear equipo meca­nizado -por ejemplo, cargadores frontales- en el nivel de descarga de los conos. Otras características del método:

- aire fresco viene de abajo - pozo de acceso a subniveles para los operarios se construye

nivel a nivel, con armazón de madera al que se adosan escale­ras .

116

Cuerpos de tamaño relativamente reducidos pueden ser explotados en única excavación, cuerpos mayores se subdividen por pilares en -excavaciones independientes.

Ventajas; 1 - Baja inversion inicial, el método prácticamente no

emplea maquinaria. 2 - Flexibilidad, al ser-un procedimiento manual nos per­

mite "acompañar" las variaciones del cuerpo mineraliza do, permitiendo ajustar el ritmo de voladuras y ex­tracción .

3 - Alta recuperación del.útil. De sven tajas:

1 - Tiempo de recuperación de inversión, el mayor por centaje del útil permanece hasta el final, pudien do recien (años después de iniciada la explota­ción) en ese momento extraer masivamente.

2 - No es mecanizable, entonces tenemos baja produc­ción .

El método de explotación por encogimiento era muy utilizado cuando poca maquinaria se empleaba en las minas subterráneas. Los inconvenientes están asociados a la dificultad y peligrosi­dad del trabajo y al hecho de que el útil permanece en la ex­cavación por largo tiempo.

II - Variante del Método

Siguiendo el deseño del método de Explotación por encogimien­to, la variante es construir una rampa que me permita acceder al cuerpo minaralizado, de forma de construir qalerías (a inter valos regulares) las que estarán comunicadas con la rampa. Des­de estas se va perforando hacia abajo y volando la roca de aba­jo hacia arriba.

I-Rampa en espiral

2- Galenas 3 -Perforaciones

airee ción

perforación (2 )

i (3) dirección

de explotación

El Problema es calcular la profundidad a perforar, pues puede -ocurrir que nos pasemos y lleguemos al nivel de roca fracturado o que perforemos de menos, corriendo el riesgo de hacer una mala vo­ladura obteniendo grandes trozos de roca que no pasen los conos y que sean de difícil fracturac'idh.

lia solución es perforar hasta la roca fracturada que está por -debajo y luego realizar un acuñamiento en madera de forma de tapar el agujero, para reforzar se coloca parte del útil o agua en bolsas (efecto "colchón") y luego se vuela.

11?

7-fQtorfo* tronsv«ñolas

lis

C O R T E Y R E L L E Ñ O ("Cut and Fill")

La idea es poder extraer el útil, en vez de tenerlo almacenado como elemento de sostén y rellenar con roca estéril.

Es común en cualquier mina que la planta de procesamiento se encuentr* al lado de ella, entonces tenemos desechos solidos que pueden introducirse en la mina.

Una buena forma para introducirlo, es agregarle agua y bombear, lo, luego este material es apisonado lo cuál permitirá el uso de equipo mecanizado (móvil).

Se puede también incorporar cemento al material de relleno a fin de lograr mayor estabilidad.

En este caso si tengo una gran potencia, de útil. Se realizar» -perforaciones de abajo hacia arriba (ductos) por donde tiro el -material de relleno.-

Ü 2

MÉTODOS DE EXTRACCIÓN SUBTERRÁNEA DE CARBON

La preseacia de gas metano en los yacimientos de carbón limita el uso de determinados explosivos (por la producción de gases tóxi­cos y**di lución) .

Hoy en día se realiza la explotación de estos yacimientos exclu­yendo el uso de explosivos y utilizando maquinaria que extrae el -carbón en forma continua.

Una alternativa sería la extracción previa del metano (previa a explotación), ya que este es comerciable como gas natural.La conti­nuidad de la explotación es relativa pues se debe parar para colo­car barras estabilizadores, rectificar la superficie, etc..

Este tipo de maquinaria suele tener incorporado un sistema de transporte por cinta que carga el material y lo transfiere a otra cinta que lo saca por la galería de transporte.

la mtffiíiito rosca 4o arribo a abajo para volver « estar arriba sube pero sin tocar la pared

Dispositivo para recoger el material (pasando por debajo de la mdquina, alimenta una cinta transportadora)

-Seecidn horizontal-

La aplicabilidad del método -está condicionada por la máquina-es para cuerpos de potencia límite entro 1,5 - 3 m.

Otro tiDO de máquina es la que se aprecia en el esquema* Esta

dientes avanza como una topadora giran­do las ruedas provistas de dien tes van fracturando la roca.

• Sección vertical frontal-

La sección que produce esta máquina es la sección de la galería, lo cual produce un avance mucho más regular que en el caso anterior, que debía ir moviéndose para obtener la sección deseada.

La aplicación del método supone que se realiza la extracción de una pequeña franja (10-20 cm ) inferior con el fin de producir 1* fracturación del material que tiene por encima y facilitar así el ataque de la máquina.

120

"P A R E D L A R G A" i

Aplicabilidad y requisitos del cuerpo rocoso

1 - horizontal 2 - delgado 3 - de gran extension 4 - con límites bien definidos 5 - potencia más o menos constante.

Este método es aplicable a otros tipos de yacimientos.'-

121

En este caso es un excavador continuo de material que se trasla­da sobre rieles a los largo de un extenso frente de trabajo (cien­tos de metros de longitud). Los rieles corren paralelos al frente de trabajo y son parte de un sistema constituido por gatos hidráuli^ eos (uno al lado del otro).

Por los rieles avanza un excavador que posee dos discos dentados que giran y se aplican lateralmente sobre la pared excavando la ro­ca .

i-Riel 2-Disco»

Los trozos de roca caen sobre una cinta transportadora que forma parte del sistema, ubicada en la parte inferior del excavador (deba_ jo de los discos dentados) y lo transporta a lo largo del frente.

Los brazos articulados del excavador que sostienen los discos -permiten que trabajen a distinta altura y profundidad.

En la medida que se avanza (al terminar una franja), se debe -trasladar el sistema, los gatos hidráulicos del soporte, y el siste ma de transporte (todo se mueve por sitemas hidráulicos).

En la medida que avanzamos y retiramos el soporte artificial -propiciamos la caída del techo.

Se extraen 10 - 12 - 15 cm. de carbón por vez, para roca d u r a b a la que también se aplica este método- la extracción es menor.-

- 0 -

123

C R I T E--.&-I O S P A R A S E L E C C I Ó N D E U N

M E T O D O D E M I N E R I A S U B T E R R Á N E A

¿Cuáles deben de ser los criterios a tener en cuenta cuando se debe optar entre dos o más métodos de minería aplicables al cuerpo a explotar?

En grandes líneas:

Costos unitarios Re cupe ración Inversión inicial Tiempo para que la producción entre en régimen Riesgos Rigidez del método.

1 -2 -3 -4 -5 -6 -

125 ÍNDICE pagina

INTRODUCCIÓN 1 Ley 1

RESERVAS Reservas probadas I Reservas probables 2 Reservas posibles 2

MÉTODOS DE CUBICACIÓN de las Isolíneas 2 de los Poliedros 3

ENSAYOS DE MECÁNICA DE ROCAS Uniaxial 5 Ensayo "Brasileña" o de Tracción Indirecto 6 Tensión Tangencial 6 Ensayo Triaxial 7

MÉTODOS DE PERFORACIÓN Y PENETRACIÓN EN ROCA Térmico 8 Hidráulico 8 Eléctrico 8 Láser 9 MÉTODOS MECÁNICOS 9 Percusión clásica 9 Rotación 9 Perforación con extracción de testigos 11 Percusión "en el pozo" DTH 11

EXPLOSIVOS Y VOLADURAS Generalidades 13 Adquisición de material explosivo 13 Requisitos para Polvorines 15 Transporte 17

EXPLOSIVO Definición 19 Clasificación comercial 19 Nitroglicerina y afines 19 Gelatinas 19 ANFO 19 Elección del explosivo 20 Mallas de voladura 20 Parámetros de una malla de voladura a cielo abierto 22 Malla de voladura para minería subterránea 23 Método tradicional 24 Corte en "V" 25

ESPONJAMIENTO Definición 27 Porcentaje de esponjamiento 27 Factor de Esponjamiento 27 Pesos específicos promedio en banco y suelto, porcentaje de esponjamiento (tabla) 28

MOVIMIENTO DE TIERRA Y ROCA 29

126 PARQUE DE MAQUINAS PARA MOVIMIENTO DE TIERRA

Palas Mecánicas Retroexcavadora Pala Niveladora Palas Cargadoras Grúas con cuchara prensil (grapos) Bulldozers Motonive1 adoras Escarificador Dragalina Máquinas de cangilones múltiples

MAQUINAS Y MOTORES Motores a explosión y diesel Electricidad Aire comprimido

TRANSPORTE Carretilia Carro Tumbera Carretilla a motor (gasolina) Camiones ciudadanos Semiremolques Tractores Trenes Planos inclinados y montacargas Transportadores de cable o Teleféricos Vaivén simple Vaivén doble Monocable Cintas trasportadoras Transporte por agua Poliductos Maquinaria de elevación a brazo mecánicas

CICLOS DE CARGA Y TRANSPORTE CON CAMIONES Componentes del ciclo Factores a tener en cuenta en Definiciones Disponibi1 idad Uti 1ización Factores limitantes en el acarreo con camiones Resistencia a la rodadura Resistencia en rampas Tracción Cálculo del tiempo empleado por un camión en un ciclo completo

DISEÑO DE UNA FLOTA DE CAMIONES CINTAS TRANSPORTADORAS CINTAS TRANSPORTADORAS DE CABLE

cada uno de ellos

30 31 31 31 31 31 31 32 32 32 32

33 33 33

34 34 34 35 35 35 35 35 35

35 35 35 36 36 36

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37 37

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39 40 47 50

RELACIÓN ESTERIL-UTIL Concepto 53 Instantánea 53 Blobal 53 Económica 53 Isolíneas estéril-útil 55 Construcción de mapas de isolíneas 55

METODOLOGÍA DE ESTUDIO DE ESTABULIDAD DE TALUDES Concepto 57 Desarrollo de un modelo para diseño de taludes 58 Ejemplo de aplicación del modelo de estabilidad de taludes 61

GRANDES EXCAVADORES Grandes excavadores (cuadro comparativo) 67 Excavadores de Rueda 68 Palas Mecánicas 69 DRAGALINA 70 Nivel de trabajo de la máquina 70 Alternativas de movimiento 72 Esquema de trabajo 73 Máxima carga suspendida (m.c.s) 75 Escalón y Relleno 76 Equipo auxiliar 78

MINERÍA SUBTERRÁNEA Introducción 79 Accesos 79 por Pozo 80 Tipos de pozos 80 Construcción de pozos 80 Control de gases de minas subterráneas 82 Sistema de ventilación 84 Gases de mina (tabla) 85

CLASIFICACIÓN Y CARACTERIZACIÓN DE MÉTODOS DE MINERÍA SUBTERRÁNEA SOPORTE NATURAL Y ARTIFICIAL

Métodos de minería 87 Soporte natural y artificial 87 apuntalamientos 87 recubrimientos 87 soportes pasivos 88 rellenos 88 anclajes 88 barras con resinas adhesivas 88 ejemplos 89 Secuencia operativa 90

EXCAVACIÓN Y PILAR Aplicabilidad 91 Desarrollo 91 Recuperación 91 Ventilación 92 Ventajas 92 Diseño de la mina 93

EXTRACCIÓN EN LOS PANELES 95 Presión que soporta el pilar 95

MINERÍA DE AVANCE Y RETROCESO de Avance de Retroceso

MÉTODOS PARA DISEÑOS DE PILARES de Wilson Empírico

MÉTODO DE EXPLOTACIÓN EN SUBNIVELES Apiicabi1idad y requisitos Desarrollo Carga el material Diseño de la mina Ventajas

MÉTODOS DE MINERÍA POR GRAVEDAD HUNDIMIENTO EN SUBNIVELES

Apiicabi1idad y requisitos Desventajas Desarrollo Diseño DILUCIÓN

MINERÍA DE BLOQUES Apiicabi1idad y requisitos Diseño de la mina

'•' Vén ta j" as " ' Desventajas

MÉTODOS DE MINERÍA DE "VENAS" Apiicabi1idad Desarrollo Ventajas Desventajas Variante del método Diseño de la mina

CORTE Y RELLENO MÉTODOS DE EXTRACCIÓN SUBTERRÁNEA DE CARBON

Características generales "PARED LARGA" CRITERIOS PARA SELECCIÓN DE UN MÉTODO DE MINERÍA SUBTERRÁNEA ÍNDICE

-Impreso en Oficinas Centrales de Universidad de la República—

-Noviembre 1992-