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PROYECTO Y ANÁLISIS COMPARATIVO

ENTRE EXPLOTACIONES DE PIZARRA A

CIELO ABIERTO Y SUBTERRÁNEA

PROYECTO Y ANÁLISIS COMPARATIVO ENTRE EXPLOTACIONES DE PIZARRA A CIELO ABIERTO

Y SUBTERRÁNEA

ÍNDICE GENERAL

DOCUMENTO Nº 1.- MEMORIA

DOCUMENTO Nº 2.- ANEXOS

• ANEXO Nº 1.- INVESTIGACIÓN DE YACIMIENTOS DE PIZARRA

• ANEXO Nº 2.-.ENSAYOS PARA LA CARACTERIZACIÓN DE FORMACIONES DE

PIZARRA

• ANEXO Nº 3.- MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN DE PIZARRAS


ÍNDICE

1.- INTRODUCCIÓN ......................................................................... 1

2.- MOTIVOS PARA EL PASO A LA EXPLOTACIÓN SUBTERRÁNEA DE

PIZARRA .................................................................................. 2

3.- ANÁLISIS COMPARATIVO ENTRE MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN ........ 4

3.1.- DATOS DE PARTIDA ........................................................................4

3.2.- EXPLOTACIÓN SUBTERRÁNEA.........................................................5

3.2.1.- DISEÑO DE LAS CÁMARAS .......................................................5

3.2.2.- DISEÑO DE LAS INFRAESTRUCTURAS........................................6

3.2.3.- ANÁLISIS DEL DISEÑO.............................................................8

3.2.4.- DISEÑO DEL SOSTENIMIENTO ..................................................9

3.2.5.- SECUENCIA DE EXPLOTACIÓN................................................11 3.2.5.1.- APERTURA Y AVANCE DE LAS GALERÍAS .............................................12 3.2.5.2.- APERTURA Y EXPLOTACIÓN DE LAS CÁMARAS.....................................12 3.2.5.3.- ARRANQUE, CARGA Y TRANSPORTE ...................................................13

3.2.6.- EQUIPOS Y MAQUINARIA EMPLEADA .......................................13

3.3.- EXPLOTACIÓN A CIELO ABIERTO ...................................................14

3.3.1.- DISEÑO DE LA EXPLOTACIÓN .................................................14

3.3.2.- MÉTODO DE EXPLOTACIÓN....................................................15 3.3.2.1.- ARRANQUE, CARGA Y TRASPORTE ....................................................16

3.3.3.- CUBICACIÓN ........................................................................16

3.3.4.- OBRAS E INSTALACIONES......................................................17 3.3.4.1.- PISTAS Y ACCESOS...........................................................................17 3.3.4.2.- CUNETAS DE DRENAJE, GUARDA Y BALSAS DE DECANTACIÓN ..............17 3.3.4.3.- INSTALACIONES Y SERVICIOS.............................................................18 3.3.4.4.- VALLA PERIMETRAL ..........................................................................18

3.3.5.- EQUIPOS Y MAQUINARIA EMPLEADA .......................................18

4.- ANÁLISIS DE VIABILIDAD ECONÓMICA ....................................... 19

4.1.- INTRODUCCIÓN.............................................................................19

4.2.- CRITERIOS DE EVALUACIÓN...........................................................19

4.2.1.- VALOR ACTUALIZADO NETO (VAN) ..........................................19

4.2.2.- TASA INTERNA DE RETORNO (TIR).........................................20

4.2.3.- VIDA ÚTIL DEL PROYECTO .....................................................20

4.2.4.- CÁLCULO DE LOS ÍNDICES.....................................................21 4.2.4.1.- COSTES E INVERSIONES ...................................................................21 4.2.4.2.- INGRESOS........................................................................................22

4.3.- INTERPRETACIÓN DE LOS RESULTADOS..........................................23

5.- CONCLUSIONES...................................................................... 24

Proyecto y Análisis Comparativo entre explotaciones de pizarra a Cielo Abierto y Subterránea.

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11..-- IINNTTRROODDUUCCCCIIÓÓNN La minería de la pizarra se ha visto desde la sociedad en general, como una actividad

fuertemente agresiva para el entorno debido a la gran cantidad de residuos generados.

Sin embargo, sus detractores olvidan el importante motor económico que suponen en

un entorno, y la necesidad que tiene la sociedad de este tipo de explotaciones.

No obstante, las técnicas mineras evolucionan constantemente y ya existen casos

que demuestran la viabilidad de explotar estos yacimientos de pizarra por métodos

subterráneos.

Este tipo de minería presenta a priori, las siguientes ventajas:

- Mejor gestión del recurso minero (mejor aprovechamiento de la pizarra).

- Reducción del impacto ambiental de las escombreras.

- El ruido de los alrededores se reduce, al quedar restringido a las fuentes de

emisión de las instalaciones exteriores.

- La generación de polvo queda limitada a los equipos de exterior.

- Escasos problemas de erosión y contaminación de aguas.

- Las condiciones de trabajo son más benignas que a la intemperie, con

temperaturas que oscilan entre 15 y 20ºC.

- No es necesario realizar labores de restauración en superficie, salvo en las

instalaciones de exterior o accesos.

- Se pueden utilizar los huecos para rellenarlos con escombro resultante de la

explotación.

El presente trabajo trata de demostrar la viabilidad de la explotación subterránea, la

cual no tiene por qué tener un rendimiento económico inferior al cielo abierto. Además se

establecen las directrices a la hora de ejecutar un proyecto.

Evidentemente, cada proyecto concreto debe evaluarse por parte de los empresarios

y técnicos competentes para establecer cual es el método más adecuado a cada caso.


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22..-- MMOOTTIIVVOOSS PPAARRAA EELL PPAASSOO AA LLAA EEXXPPLLOOTTAACCIIÓÓNN SSUUBBTTEERRRRÁÁNNEEAA

DDEE PPIIZZAARRRRAA ____________________________________________________________________ La motivaciones para el paso a extracción subterránea suelen ser debidas al aumento

del ratio de explotación, a serios problemas geotécnicos y a los altos costes de corrección

del impacto ambiental en superficie.

Así pues, cuando la relación entre el coste de extracción de un determinado volumen

de estéril, frente a los ingresos netos obtenidos por la venta de la pizarra elaborada

producida a partir del desmonte previo, se hace mayor que la unidad, la explotación a cielo

abierto deja de ser económicamente viable. Esta circunstancia obligaría a un cese de las

actividades por parte de la empresa explotadora o al replanteamiento de sus estrategias,

buscando nuevos yacimientos o transformando su actividad a la minería de interior.

El problema medio ambiental de la generación y ubicación de estériles se multiplica

con una legislación, cada vez más restrictiva en este campo, llegando incluso a ser inviables

algunas explotaciones a cielo abierto, desde, tan sólo, esta perspectiva.

Por otra parte, el avance de la explotación a cielo abierto provoca un incremento de

los problemas de carácter geotécnico, problemas derivados de la inestabilidad, tanto local

como global, de los taludes. Al profundizar, la explotaciones tienen que trabajar con unos

taludes mayores para disminuir los ratios, aumentando la probabilidad de formación de

cuñas, roturas y deslizamientos. Esto, además de un problema de seguridad, lleva asociado

un incremento en los costes de saneamiento y estabilización de dichos taludes.

En relación con los aspectos geotécnicos, muchas de las escombreras fueron

efectuadas con unos apilamientos defectuosos, pues no se ejecutaron labores de selección

ni de compactación, resultando que la mayoría de ellas tienen un equilibrio deficiente o muy

deficiente.

Los problemas hidrológicos de las escombreras son gravísimos, con importantes

fenómenos de socavación. Hay una gran cantidad de escombreras cuyos desechos ocupan

parcial o totalmente el cauce de los ríos, llegándose a formar auténticas represas que, al

estar sin compactar, favorecen el paso del agua a través de ellas, haciendo en muchos

casos que los ríos desaparezcan a la entrada de las escombreras para volver a aparecer al

final.


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Los problemas que se presentan con estas acciones son las siguientes: impedimento

para la libre circulación de la fauna fluvial, deterioro de un paraje natural de gran belleza y

riesgo de arrastres.

Las alteraciones del quimismo de las aguas pueden deberse a dos causas: las

alteraciones producidas en las propias canteras y las producidas por efluentes de

refligeración de las máquinas de corte de los talleres. Realizando análisis sobre estas

muestras se observa que el contenido de sólidos totales circundantes, hasta que quedan

depositados, hacen que las aguas queden inservibles tanto para el consumo humano como

para la ganadería. Estos sólidos proceden, fundamentalmente, de los talleres cuyas aguas

de refriferación sin ningún tratamiento previo vierten a los cauces de los ríos y los arroyos.

Por todo ello, se plantea la necesidad de desarrollar nuevos métodos de explotación

entre los que se encuentra la minería de interior.

Asimismo existen una serie de inconvenientes que es preciso tener en cuenta a la

hora de plantear una explotación de este tipo, como son, la necesidad de disponer de una

capa explotable muy regular y continua, contar con una mayor cualificación técnica que

permita ejecutar con precisión y seguridad el diseño de labores e infraestructuras

proyectadas. Esta mayor cualificación será necesaria sobre todo para resolver los diseños

de los sostenimientos, y poder afrontar condicionantes geotécnicos con total eficacia.

Los requerimientos técnicos asociados a este método de explotación implican una

fuerte inversión económica, en comparación con la asociada a explotaciones a cielo abierto.

Dicha inversión económica va a estar condicionada, sobre todo por la apertura de

infraestructuras, las operaciones de sostenimiento, así como la necesidad de servicios

auxiliares, tales como ventilación, drenaje y electrificación.

Además, hay que tener en cuenta la necesidad de:

- Investigación geológica y geomecánica más detallada.

- Proyecto de explotación más completo, con el correcto diseño de huecos y

pilares, y selección de la maquinaria.

Planificación y seguimiento más tecnificado y riguroso que a cielo abierto, dado que la

flexibilidad de las operaciones es menor.


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33..-- AANNÁÁLLIISSIISS CCOOMMPPAARRAATTIIVVOO EENNTTRREE MMÉÉTTOODDOOSS DDEE EEXXPPLLOOTTAACCIIÓÓNN

3.1.- DATOS DE PARTIDA

Partiremos de un yacimiento tipo de pizarra con las siguientes características:

- Potencia de la capa: 30 m

- Ancho de la capa: 400 m

- Largo de la capa: 200 m

- Pendiente de la capa: horizontal (0º)

- Resistencia a compresión simple ( ciσ ) : 105 Mpa

- RMR: 56

- GSI, Corregido a partir del RMR: 56

- mi correspondiente a las pizarras : 9

- Alteración de la excavación D: 0.8

- Densidad de la pizarra, γ´ = 2.8 t/m3 = 0.028 MN/m3

- Densidad de los materiales suprayacentes, γ = 2.7 t/m3 = 0.027 MN/m3

- Profundidad a la que se encuentra la excavación: 200 m.

- Pendiente del terreno: 18º

En función de estos criterios se plantearon las alternativas de explotación posibles

(explotación a cielo abierto o subterránea) y, una vez desarrollado el diseño geométrico, se

evaluó su viabilidad y aprovechamiento.


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3.2.- EXPLOTACIÓN SUBTERRÁNEA

3.2.1.- DISEÑO DE LAS CÁMARAS

Tal como se describe en el Anexo Nº 3.- Métodos de explotación de pizarras, la

extracción subterránea de pizarra se realiza mediante el método de cámaras y pilares.

Para el diseño geométrico de una mina se deben tener en cuenta los siguientes

condicionantes:

- El aprovechamiento de los recursos contenidos en el yacimiento deberá ser

máximo.

- Las cámaras estarán ubicadas a lo largo de todo el ancho de la capa.

- El diseño geométrico de las cámaras y pilares se realizará, en este caso, según

la teoría del área atribuida.

- La ubicación de las cámaras condicionará la distribución de las infraestructuras

de la mina.

- El arranque de la pizarra debe realizarse según la dirección perpendicular a la

dirección de la hebra.

Tomando como fundamento teórico el criterio de Hoek-Brown (2.002), se obtienen los

parámetros característicos del macizo rocoso:

mb = 0.656

s = 0.0013

c = 1.021 Mpa ( cohesión)

φ = 41º (fricción)

Con estos parámetros y mediante aplicación del criterio de rotura de Mohr-Coulomb

se puede obtener el radio de rotura. El radio de rotura tiene considerable importancia en el

estudio de cuñas y sostenimientos, que son elevada importancia en el estudio preliminar de

una explotación subterránea. Una vez evaluados los resultados de cálculo, se realizaron

diferentes hipótesis sobre la relación entre las tensiones verticales y horizontales, y se

concluyó que el radio máximo de la zona plastificada es de 3 metros.


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Las cámaras se disponen paralelas, y se ha decidido, en este caso, que la dirección

de avance de cada una de ellas sea perpendicular a la dirección de la capa. El sentido de

avance de la explotación de las cámaras deberá ser opuesto al buzamiento de la

pizarrosidad, de este modo, se facilitará el avance aprovechando los planos de pizarrosidad.

Como primer paso a la distribución y diseño de las cámaras, se establecieron las

dimensiones de las mismas:

- A, ancho de cámara: 20 m.

- h, altura del pilar: 30 m

- L, longitud de la cámara: 200 m.

Las cámaras se suelen diseñan con la siguiente geometría: prisma de sección

rectangular con bóveda, en este caso de 12.5 metros de radio.

Conocida la potencia de la columna de estratos (Z) entre la cabeza de la cámara y la

superficie, se puede dimensionar el pilar en función de un factor de seguridad. El ancho de

pilar será válido para factores de seguridad superiores a 1,5.

Para ponernos del lado de la seguridad, se ha considerado en el proceso de

dimensionamiento de las cámaras y pilares un factor de seguridad de 2.

Así pues, para el modelo geométrico planteado (cámaras paralelas en toda la longitud

de la capa subhorizontal), con un factor de seguridad de 2, se obtuvo un ancho de pilar de

11 metros y un total de 12 cámaras.

3.2.2.- DISEÑO DE LAS INFRAESTRUCTURAS

Una vez realizada la distribución geométrica de las cámaras y pilares dentro de la

capa, se planteó el diseño de las infraestructuras de acceso.

Todas las infraestructuras van a estar condicionadas por la morfología y distribución

de las cámaras, así como por la propia morfología de la capa de pizarra a explotar.

El acceso a las labores de interior se hará desde una plaza exterior, desde la que

partirán dos galerías de avance. De estas últimas partirán, a su vez, las galerías de acceso

a las cámaras. Existirá acceso a las cámaras por ambos lados de la misma.

A la plaza exterior llegarán los accesos exteriores ( pistas de acceso) y, en ella se

ubicarán las instalaciones de ventilación, así como la distribución eléctrica. La cota a la que


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se situará la plaza esta condicionada por las galerías de avance, ya que estas deben ir a

media altura de la cámara y presentar una pendiente moderada.

En este caso particular, las galerías de avance deberán ir en la dirección de la capa.

Por criterios técnicos, que pretenden obtener pendientes adecuadas para las galerías de

acceso a las cámaras, se proyectó realizar estas infraestructuras en estéril, ya que sólo así

se dispondrá de la suficiente distancia de separación con las cámaras, que permita realizar

rampas con una pendiente máxima de 20%.

El acceso a cada una de las cámaras se realizará mediante galerías de acceso cuya

pendiente irá variando para ajustarse al avance de la explotación, siendo la pendiente

máxima de 20%. Se ha considerado una longitud de las mismas de 50 m.

La metodología empleada en la apertura y avance es la siguiente: estas galerías se

unirán a la cabeza de la cámara, la cual facilitará la apertura de las labores de explotación.

Una vez iniciadas las labores de extracción y abiertos los bancos de trabajo, la base de las

galerías de acceso a cámara se irá profundizando, de forma que permitan acceder a la cota

del banco de trabajo en cada fase de explotación. De este modo, su sección será variable

en función de la variación progresiva de su pendiente. Estas galerías se realizarán también

es estéril.

En lo referente, a la morfología de la galería de acceso, en un primer tramo interseca

con la galería de avance, le sigue un tramo curvo, en el que a partir de la galería de avance

gira para alcanzar finalmente la misma dirección de avance de la cámara. El radio de

curvatura variará según la ubicación concreta de la galería. En este caso particular, no se ha

considerado este radio de curvatura para facilitar los cálculos.

Por otro lado, ambas galerías deberán ajustarse a la distribución de las cámaras

dentro de la capa, distribución que está condicionada a su vez por la pendiente de la capa

(0º en este caso).

Ambas galerías se suponen de sección prismática, y unas dimensiones adecuadas al

tránsito de la maquinaria más voluminosa que se prevé emplear en las labores de

explotación. Se han considerado las siguientes dimensiones:

- Base mayor: 10 m

- Base menor: 8 m

- Altura: 6,2 m


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- Longitud de las galerías de avance: 700 metros.

- Longitud de las galerías de acceso: 50 metros.

Figura 1 .-Sección de las galerías de acceso a las cámaras.

Para el acceso entre los diferentes bancos de trabajo dentro cada una de las

cámaras, se realizarán rampas en el propio mineral a explotar que se irán comiendo según

avanza la explotación.

3.2.3.- ANÁLISIS DEL DISEÑO

Partiendo de la geometría de las cámaras y accesos;

- Ancho de las cámaras: 20 m

- Alto de las cámaras: 30 m

- Longitud de las cámaras: 200 m

- Geometría prismática de sección rectangular con bóveda de 12.5 metros de radio.

- Longitud de las galerías de principales: 700 m

- Longitud de las galerías de acceso. 50 m

- Geometría prismática de sección rectangular: 56 m2 para las galerías.


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Se proyectaron un total de 12 cámaras idénticas con pilares de separación de 11

metros. Se determinó el volumen total extraído de pizarra para el conjunto de las 12

cámaras en 1.336.990,80 m3, obtenido un volumen por cámara de 111.415,90 m3.

Conocidos los recursos del yacimiento y el volumen de pizarra extraída, se calculó su

relación con objeto de avaluar el aprovechamiento del yacimiento.

El volumen de recursos es de 2.400.000 m3. Dado que la densidad media de la

pizarra es de 2,8 t/m3, los recursos contabilizados son de 6.720.000 t.

Recuperación = 1.336.990,80 m3 / 2.400.000 m3 = 0.55 = 55,70%

Así mismo, se determinó el volumen a extraer de estéril en las galerías: 287.880 m3,

ya que se ha supuesto que ambas infraestructuras se han realizado en estéril.

Posteriormente se calculó el ratio de explotación, que pretende evaluar el grado de

inversiones necesarias para llevar a cabo la actividad de explotación. Presenta la relación

entre el tonelaje pizarra bruta explotada en la mina frente al volumen de estéril de

infraestructuras.

Ratio en (toneladas de mineral/ m3 de estéril) = (1.336.990,80 x 2,8) /287.880 = 34.4

Se supone un rendimiento global del proceso de extracción y elaboración es de un

9%. A partir de la pizarra extraída en mina (1.336.990,80 m3 x 2,8 t/m3) = 3.743.574,24, se

obtiene para el conjunto de las 12 cámaras un tonelaje de pizarra vendible del 336.921,68 t.

3.2.4.- DISEÑO DEL SOSTENIMIENTO

El objetivo del diseño del sostenimiento será mantener la estabilidad geomecánica en

galerías y cámaras, así como garantizar unas condiciones de trabajo óptimas en todas las

operaciones de explotación.

Sostenimiento en cámaras

En el estudio geotécnico se realizó una caracterización del macizo rocoso. Los

resultados obtenidos en base a la clasificación de Grimstad y Barton, permiten determinar el

tipo de sostenimiento a emplear.

Los resultados obtenidos del estudio geotécnico son los siguientes:

Q ≅ 4 ( calidad media)

mb = 0,656


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S = 0.0013

C = 1.021 Mpa

φ = 41º

Radio de plastificación = 3 m

Según Barton, Grimstad y Loset, se puede determinar el tipo de sostenimiento así

como sus características, en base a la caracterización del macizo rocoso (determinado por

Q), la geometría de la excavación y la finalidad de uso de dicha excavación (E.S.R.).

La geometría de las cámaras se relaciona con un diámetro equivalente, diámetro de

la circunferencia que tiene el mismo área que la sección de la cámara. Siendo la sección de

las cámaras de 557 m2, el diámetro equivalente es de 26.62 metros, empleando un E.S.R.

de 1,6 ( cavidad minera permanente).

Este parámetro de la dimensión equivalente junto con la Q propiamente dicha del

macizo rocoso, permitirá estimar el sostenimiento necesario para la estabilidad de la

excavación mediante el ábaco de Barton.

El sostenimiento recomendado será gunita con fibra de espesor entre 50 y 90 mm y

bulones regularmente espaciados. La longitud de los bulones obtenida gráficamente es de 4

metros para un E.S.R. y, el espaciado obtenido es de 2,1 metros.

Basándose en los resultados obtenidos y en los sostenimientos empleados en

explotaciones similares se proyectó el sistema adecuado de sostenimiento.

Así, para el sostenimiento de los hastiales se proyectó el empleo de bulones cable y

pernos. Se dispondrá un empernado sistemático consistente en una columna vertical de

cables de 8 metros de longitud y 15.2 milímetros de diámetro y pernos de 3 metros de

longitud y 25 milímetros de diámetro, espaciados entre sí y entre la siguiente columna 1.2

metros.

Para el sostenimiento en bóvedas se proyectó la utilización de cables, pernos y

hormigón proyectado. Consiste en la instalación radial de 10 bulones cable de 10 metros de

longitud cada uno equiespaciado en cada sección transversal, siendo el espaciado

longitudinal entre secciones transversales de 2 metros. Estos bulones cable serán de 15.2

milímetros de diámetro. Los pernos serán de 4 metros de longitud y 2.5 milímetros de

diámetro y su disposición será al tresbolillo. Además se instalará una malla electrosoldada


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de 150x150x6. Finalmente, sobre esta malla se proyectará una capa de gunita de 80

milímetros.

Sostenimiento en galerías

El sostenimiento en las galerías depende de la litología sobre la que avancen.

Se ha considerado que ambas galerías discurren en estéril y que ambas galerías

discurren por la misma litología. Ambas galerías se trazarán en pizarra de mala calidad, con

rucios. Se ha estimado un Q de 0.3. Se empleo para los cálculos un E.S.R. para esta

infraestructura de 1.6. Siendo el área de las galerías de 56 m2, su diámetro equivalente 4,22

metros. Con estos valores y operando del mismo modo que en el apartado anterior, se

determinó gráficamente el sostenimiento a aplicar: bulonado sistemático y gunita con fibra

de espesor 90-120 mm.

El sostenimiento recomendado consiste en pernos de 1.6 metros de longitud y

espaciado de 1,5 metros.

Se proyectó un sostenimiento con pernos de 2 metros de longitud y espaciado de 1,5

metros. A su vez se emplearán revestimiento con hormigón, con un espesor de capa de 100

milímetros.

3.2.5.- SECUENCIA DE EXPLOTACIÓN

La secuencia de explotación está condicionada por la geometría de las cámaras y su

distribución dentro del yacimiento, así como la orientación y buzamiento de los planos de

pizarrosidad, ya que estos facilitan el arranque de los bloques de pizarra. En este caso, se

ha considerado que se explota en primer lugar la cámara más cercana al exterior y, a

continuación se abrirá toda la galería principal hasta el final, para explotar la cámara más

alejada del exterior. Posteriormente se explotarán las cámaras intermedias.

El número de cámaras en actividad extractiva dependerá del tonelaje necesario para

garantizar una producción anual. En este caso se han considerado dos cámaras en

explotación. Asimismo, dicha secuencia de explotación se llevará a cabo en cámaras

alternas, de tal forma que se dejará una cámara sin explotar entre la cámara ya explotada y

la cámara en la que se iniciará una nueva fase de explotación.


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3.2.5.1.- APERTURA Y AVANCE DE LAS GALERÍAS

Como en la mayoría de los casos se parte de una explotación a cielo abierto, las

labores de apertura pueden simultanearse con las actividades de explotación a cielo abierto.

Partiendo de una plaza exterior, se procede a la apertura mediante perforación y

voladura de dos galerías principales. Llegado a un punto se bifurcarán para dar acceso a

cada una de las cámaras proyectadas.

Las galerías de acceso (de igual sección que las principales) se proyectarán

realizando un cambio progresivo de la orientación de las galerías principales para tomar la

dirección de las cámaras.

De este modo, la primera galería de acceso alcanzará la cabeza de la cámara. Una

vez, iniciadas las labores de explotación en la cámara, se continuará con el avance de las

demás galerías para realizar los accesos de las demás cámaras, según la planificación de

labores establecida.

3.2.5.2.- APERTURA Y EXPLOTACIÓN DE LAS CÁMARAS

Cuando se haya abierto la galería de acceso hasta la cabeza de la cámara, se

realizará la ampliación de esta hacia los laterales y, se procederá eliminar el material del

techo hasta alcanzar la geometría abovedada de la cámara. Una vez saneado el techo de la

cámara, se aplicará el sostenimiento.

A continuación, se reprofundizará la galería de acceso hasta alcanzar la cota de pie

del primer banco. Se proyectaron bancos de 5 metros de altura.

La apertura de banco consistirá en la realización de un nicho en el frente de la galería

de acceso que disponga de un área suficientemente amplia para la ubicación de los equipos

de extracción. Una vez abierto este nicho se realizará la ampliación del frente hacia los

laterales, hasta conseguir tener abierto todo el ancho de la cámara. Se procederá entonces

a la apertura del siguiente banco. El acceso entre los dos bancos se realizará mediante

rampas. Siguiendo esta secuencia de trabajo, se explotarán simultáneamente varios

bancos.

Tal como se ha comentado anteriormente, siguiendo con esta secuencia, se adaptará

la pendiente de la galería de acceso al banco de trabajo.


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3.2.5.3.- ARRANQUE, CARGA Y TRANSPORTE

Para la extracción de las pizarras se emplea la máquina de corte con hilo. Estos

bloques son cargados en los equipos de transporte y trasladados hasta la nave de

elaboración. Los equipos utilizados son los mismos que en cielo abierto, lo que supone una

gran ventaja si se parte de una explotación a cielo abierto.

La secuencia de arranque, carga y transporte aparece ampliamente descrita en el

Anexo Nº 3.- Métodos de explotación.

En cuanto al estéril, producido en las galerías para la apertura de la primera cámara,

será necesario ubicarlo en una escombrera exterior, para lo cual será cargado en los

equipos de transporte y trasladado al exterior.

3.2.6.- EQUIPOS Y MAQUINARIA EMPLEADA

Partiendo del dimensionamiento realizado, 12 cámaras, dos de ellas en explotación

simultáneamente, los equipos necesarios para la ejecución de todas las labores de

explotación son los siguientes:

- dos jumbos

- dos perforadoras hidráulicas

- dos bulonadoras

- cuatro cortadoras de hilo

- dos palas cargadoras

- dos volquetes

- cuatro compresores

- un equipo de hormigón proyectado

- una subestación transformadora de media a baja tensión

- dos ventiladores principales

- dos ventiladores secundarios

- dos bombas de achique


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3.3.- EXPLOTACIÓN A CIELO ABIERTO

3.3.1.- DISEÑO DE LA EXPLOTACIÓN

La elección del sistema de explotación se realiza teniendo en cuenta las

peculiaridades de la zona seleccionada para la extracción.

Así, el éxito final del proyecto, dependerá de las características geométricas y del

diseño del hueco de explotación previsto para la extracción de pizarra.

Se ha supuesto una explotación a media ladera con la geometría que se muestra en

el siguiente esquema:

Figura: Perfil de la explotación a cielo abierto.

Se han considerado los siguientes datos de partida:

- Z = 200 m (profundidad media hasta la capa de pizarra a explotar)

- α = 18 º (inclinación del terreno)

- β = 60 º ( ángulo del talud general)

´


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3.3.2.- MÉTODO DE EXPLOTACIÓN

El hueco de explotación se formará en varias etapas mediante banqueo descendente

desde la cota más alta hacia la parte más baja de la ladera. El material se extraerá

sucesivamente y por franjas según avance el hueco.

Antes de la explotación de la capa de pizarra, es necesario realizar un desmonte para

eliminar el estéril ( en este caso pizarra no explotable económicamente) ubicada en su parte

superior. Mediante banqueo descendente se irán bajando bancos de unos 15 m de altura,

dejando las correspondientes bermas de seguridad para evitar que posibles

desprendimientos caigan sobre lugares de trabajo y/o pistas ubicadas en las cotas

inferiores. El desmonte se realizará mediante perforación y voladura en banco.

La tierra vegetal se acopiará en zonas destinadas al efecto para su posterior

utilización en la restauración del hueco.

Una vez se acceda a la capa de pizarra, se progresará la explotación profundizando

mediante bancos de 5 metros de altura, con taludes sub-verticales y ancho mínimo de las

bermas de 3 m. El número de bancos variará según criterios geométricos, topográficos y

geotécnicos.

A pie del talud generado se desarrollará una plaza de explotación sobre la que

estarán ubicadas las instalaciones auxiliares, vestuarios, almacén, etc.

El estéril generado en las diferentes etapas de explotación se verterá en una

escombrera ubicada en las proximidades del hueco creado, para no incrementar el coste

por transporte de material inservible. Su diseño debe asegurar las condiciones de

estabilidad, así como una capacidad suficiente para albergar todos los estériles producidos

en la explotación a cielo abierto. La escombrera, del tipo en ladera, se irá creando mediante

vertido libre.

Las zonas de extracción y escombrera serán restauradas al final de la vida de la

explotación.


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3.3.2.1.- ARRANQUE, CARGA Y TRASPORTE

Para la extracción de la pizarra se emplea el corte con hilo. La independización del

bloque de pizarra se realiza siguiendo las pautas descritas en el Anexo 3.- Métodos de

explotación, Cielo abierto.

Una vez obtenido un bloque (rachón), este es cargado mediante palas cargadoras –

retroexcavadoras en volquetes y transportados a la nave de elaboración.

3.3.3.- CUBICACIÓN

Con el objetivo de obtener una cubicación simplificada en la explotación a cielo

abierto, se asimiló el hueco de explotación a un conjunto de volúmenes, la suma de los

cuales dará una idea aproximada de los metros cúbicos de estéril y mineral a extraer.

Figura 2.- Croquis de la explotación a cielo abierto.

Capa de pizarra

Volumen 1

Volumen 4 Volumen 5

Volumen 2Volumen 3


MEMORIA PÁGINA 17

Una vez calculados los volúmenes de las diferentes zonas de explotación se concluye

lo siguiente:

Volumen total de estéril a extraer: 46.465.693,19 m3

Partiendo de una capa de pizarra de 200 m x 30 m x 400 m, y suponiendo que las

pérdidas de mineral son ínfimas, de tal forma que la recuperación es muy elevada, el

volumen de pizarra a extraer, es ≅ 2.400.000 m3. Considerando la densidad de la pizarra

como 2,8 t/m3, el tonelaje a obtener será aproximadamente 6.720.000 t.

El ratio obtenido en t pizarra / m3 estéril = 0.15.

Considerando un rendimiento global ( extracción y elaboración) del 6 %, el tonelaje

final obtenido de pizarra será 403.200 t elaboradas.

3.3.4.- OBRAS E INSTALACIONES

3.3.4.1.- PISTAS Y ACCESOS

La realización de las infraestructuras de transporte en el interior del área de

explotación y su comunicación con las vías de transporte externas, está condicionada por la

evolución de la producción. El desarrollo de las mismas será acorde a las previsiones de

avance anual de extracción en esta área de explotación. El proceso de construcción, según

el diseño establecido, constará de las siguientes fases:

1.- Retirada de la tierra vegetal y formación de la caja.

2.- Recepción de zahorra y extendido con un espesor de 40 cm y compactado hasta

un 98% del Proctor normal, mediante pase de rodillo de 10 t. El proceso de compactación se

realizará con aporte de agua para alcanzar los valores de contenido de humedad,

previamente determinados en laboratorio según las características del material utilizado.

3.3.4.2.- CUNETAS DE DRENAJE, GUARDA Y BALSAS DE DECANTACIÓN

En una explotación a cielo abierto es necesario la construcción de un sistema de

drenaje cuya misión será conducir el agua y sedimentos arrastrados en el hueco de

explotación, en la escombrera y la zona de acopios de tierra vegetal hasta las balsas de

decantación, que se localizarán en las zonas inferiores correspondientes.


MEMORIA PÁGINA 18

Además será necesario la excavación de un canal de guarda para evitar que las

aguas de escorrentía puedan llegar a estas zonas.

3.3.4.3.- INSTALACIONES Y SERVICIOS

Tal como se ha mencionado anteriormente, en la plaza de la explotación se ubicarán

los servicios auxiliares necesarios, tales como vestuarios, almacenes, fosa séptica, etc..

3.3.4.4.- VALLA PERIMETRAL

El vallado se utiliza como sistema de prevención de accidentes, evitando la caída de

personas y animales al hueco de explotación.

Se trata de una valla cinegética metálica de alambre galvanizado de 1,3 mm de

diámetro, sujeta a postes de madera fijados en el terreno. Su altura será de 2 a 1,5 m, y se

colocará en el perímetro de las zonas de explotación.

El cerramiento irá enterrado en el suelo 25 cm y reforzado en la base con alambres.

El enterramiento y refuerzo de la malla en su parte inferior evita el paso de la fauna por una

mala terminación del cerramiento o por la alteración de éste por la propia fauna.

3.3.5.- EQUIPOS Y MAQUINARIA EMPLEADA

Los equipos necesarios para la extracción de pizarra a cielo abierto son los

siguientes:

- Cuatro cortadoras de hilo

- Tres palas cargadoras

- Seis volquetes

- Una subestación transformadora media – baja tensión

- Cuatro compresores

- Dos perforadoras hidráulicas


MEMORIA PÁGINA 19

44..-- AANNÁÁLLIISSIISS DDEE VVIIAABBIILLIIDDAADD EECCOONNÓÓMMIICCAA ________________________________

4.1.- INTRODUCCIÓN

Los estudios de evaluación de inversiones en minería, al igual que en otros sectores

productivos, tienen como fin cuantificar la contribución, por medio de los servicios o

productos que generan, a los objetivos empresariales, entre los cuáles la rentabilidad es uno

de los esenciales.

Se trata pues, de averiguar si la puesta en marcha del proyecto es viable

técnicamente y remunera el capital invertido en cuantía suficiente.

Para evaluar esta inversión se determinarán una serie de flujos de fondos positivos y

negativos a lo largo de una serie de años. Las cuantías de dichos flujos y su escalonamiento

en el tiempo determinan el posible atractivo económico del proyecto.

Dado que los flujos de fondos se distribuirán a lo largo del tiempo, para que el análisis

económico sea completo y acertado, será indispensable considerar el valor temporal del

dinero, lo cuál supone afirmar que una suma de dinero debe estar referida siempre a una

fecha para poder determinar su valor económico.

4.2.- CRITERIOS DE EVALUACIÓN

Los criterios de evaluación económica se basarán en dos parámetros económicos: el

Valor Actualizado Neto (VAN) y la Tasa de Interna de Retorno.

4.2.1.- VALOR ACTUALIZADO NETO (VAN)

Mediante este parámetro se puede determinar la aceptación o no de un proyecto

desde el punto de vista económico, de forma que, si al actualizar sus flujos de fondos

aplicando una rentabilidad mínima aceptable (RMA), la suma algebraica (VAN) de los

valores así obtenidos es positiva. Esto significa que la inversión en el proyecto considerado

es más ventajosa que en la mejor de las otras oportunidades de inversión de la empresa,

por lo que el patrimonio neto de la empresa experimentará un aumento mayor que si se

hiciera en la mejor de las otras oportunidades de inversión.

Para calcular el VAN se necesita actualizar los flujos de fondos, es decir, se necesita

calcular el valor a día de hoy de una serie de flujos que se van a obtener en los años

futuros.


MEMORIA PÁGINA 20

La fórmula que permite actualizar el flujo de fondo obtenido el año n será la siguiente:

)1( iFF n

na

+=

Donde:

- Fn: es el flujo de fondo que se obtendrá el año n

- Fa: es el valor del flujo de fondo Fn actualmente

- i: tasa o tipo de actualización

Por tanto, el VAN para un proyecto que duren años se obtendrá de la siguiente

fórmula;

∑+

=

==

nj

jji

FjVAN0 )1(

En cuanto a la rentabilidad mínima aceptable (RMA), se suele considerar el coste de

oportunidad del capital, representado por la rentabilidad de otras oportunidades de inversión

existentes y no explotadas. También puede tomarse como el valor del capital para la

empresa, ya que representa el fruto que podría obtener mediante su inversión.

4.2.2.- TASA INTERNA DE RETORNO (TIR)

Se define como aquélla a la que el proyecto remunera los fondos invertidos en él, de

modo que, al final de la vida del mismo, se hayan recuperado dichos fondos y los intereses

devengados cada año por el saldo acumulado pendiente de recuperación.

La definición algebraica de la TIR es inmediata; es aquel valor de la tasa de

actualización que hace igual a cero el flujo de fondos acumulado actualizado al final de la

vida del proyecto.

Conocida el TIR, el criterio de decisión será el de aceptar económicamente todo

proyecto cuyo TIR sea mayor que la rentabilidad mínima aceptable (RMA). Como la RMA es

la TIR de la mejor oportunidad de inversión disponible, si la TIR de un nuevo proyecto es

mayor que la RMA, es preferible invertir en este último.

4.2.3.- VIDA ÚTIL DEL PROYECTO

Partiendo del diseño considerado para cada una de las explotaciones se ha

establecido una producción anual media de unas 28.000 t elaboradas al año ( trabajo a dos


MEMORIA PÁGINA 21

turnos) y, en base a los recursos disponibles, se estimo que la vida media para ambos tipos

de explotación es aproximadamente de 22 años.

Los métodos de explotación planteados permitirán un rendimiento global del proceso

de extracción y elaboración de un 6% en cielo abierto y, 10% en explotación subterránea.

4.2.4.- CÁLCULO DE LOS ÍNDICES

Para el cálculo de los índices es necesario determinar previamente los flujos

generados a partir de los costes, inversiones, ingresos y amortizaciones para cada uno de

los años de explotación.

4.2.4.1.- COSTES E INVERSIONES

Según los datos de producción anual obtenidos, se establecieron unas inversiones y

costes anuales. Ambos son válidos únicamente para el supuesto considerado en cada una

de las explotaciones estudiadas, ya que para cualquier otro supuesto, tanto las inversiones

como los costes deberán ajustarse a la producción que se desea obtener anualmente.

Se analizaron las inversiones necesarias para ejecutar la actividad extractiva:

• Cielo abierto:

- Compra de maquinaria: maquinaria necesaria para la explotación durante la vida

útil de la explotación.

- Desmonte: se ha considerado como inversión el desmonte de parte del volumen

de estéril que recubre la pizarra a extraer. Este desmonte se realizará durante el

año 0.

- Investigación: está centrada en la realización de sondeos a lo largo de toda la

superficie a excavar.

- Proyecto: elaboración del proyecto de explotación y visado.

• Subterránea:

- Compra de maquinaria: maquinaria necesaria para la explotación durante la vida

útil de la explotación.

- Investigación: realización de sondeos.

- Proyecto: elaboración del proyecto de explotación y visado.


MEMORIA PÁGINA 22

En ambos casos, e ha considerado de las inversiones son amortizables a lo largo de

toda la vida de explotación.

De esta forma, se estableció una inversión inicial de:

• Cielo abierto: 14.800.768,66 €

• Subterránea: 6.066.800,15 €

Por otra parte, en los dos casos se ha cargado en el primer año una partida no

amortizable correspondiente a los impuestos municipales y tasas relacionadas con las

tramitaciones de autorización de las explotaciones.

En el apartado de costes, éstos se desglosan en gastos generales que comprenden

todos los asociados al desarrollo de la actividad de la empresa: combustible, materiales,

mantenimiento, consumo eléctrico e imprevistos

Los costes de operación en cielo abierto comprenden: mano de obra y

acondicionamiento, mientras que en subterránea incluyen los costes derivados de la

excavación de las infraestructuras y su sostenimiento, así como los costes derivados de la

extracción de la pizarra y el sostenimiento de las cámaras.

4.2.4.2.- INGRESOS

Los ingresos serán generados únicamente por la venta de la pizarra elaborada en sus

diferentes formatos comerciales, ya que no se prevén ingresos por la venta de otros

subproductos.

El valor de la tonelada de pizarra elaborada se estableció en 480 €. Los ingresos

anuales medios por la venta de la pizarra suponen:

• Cielo abierto: 8.797.090,91 €

• Subterránea: 7.250.033,05 €


MEMORIA PÁGINA 23

4.3.- INTERPRETACIÓN DE LOS RESULTADOS

Una vez definidos los recursos aprovechables, el ritmo de producción, determinados

los ingresos previstos, y detallados los costes e inversiones, se procedió a realizar el

análisis económico. Se fijó la rentabilidad mínima admisible (RMA) del 8%. Se establecieron

los impuestos implicados a la actividad económica del 35 % sobre la base imponible.

Se obtuvieron los siguientes datos económicos:

VAN TIR

Cielo abierto 14.838.930,97 € 18,27 %

Subterránea 19.319.745,87 € 33,11 %

Como se puede observar en los resultados, tanto en ambos tipos de explotación el

TIR es superior al RMA y el VAN es positivo, por lo tanto se puede afirmar que el proyecto

será rentable económicamente.


MEMORIA PÁGINA 24

55..-- CCOONNCCLLUUSSIIOONNEESS Con este estudio se demuestra que existen yacimientos en los que su explotación

subterránea no solo es factible, sino que incluso aporta mayores beneficios que la

explotación a cielo abierto.

Para cada yacimiento particular los técnicos deberán realizar un estudio detallado

para determinar cual de los métodos es el más apropiado.

DOCUMENTO Nº 2.- ANEXOS

DDOOCCUUMMEENNTTOO NNºº 22..-- AANNEEXXOOSS

ÍÍNNDDIICCEE

• ANEXO Nº 1.- CÁLCULOS DE ESTABILIDAD

• ANEXO Nº 2.- ENSAYOS PARA LA CARACTERIZACIÓN DE FORMACIONES

DE PIZARRA

• ANEXO Nº 3.- MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN DE PIZARRAS

ANEXO Nº 1

INVESTIGACIÓN DE YACIMIENTOS DE PIZARRA

ANEXO Nº 1.- INVESTIGACIÓN DE YACIMIENTOS

DE PIZARRA

ÍNDICE

1.- YACIMIENTOS DE PIZARRA......................................................... 1

1.1.- ORIGEN Y CARACTERÍSTICAS DE LAS PIZARRAS ...............................1

1.1.1.- CARACTERÍSTICAS DE LOS YACIMIENTOS DE PIZARRA ................3

2.- INVESTIGACIÓN DE YACIMIENTOS DE PIZARRA ............................. 6

2.1.- INTRODUCCIÓN...............................................................................6

2.2.- DESCRIPCIÓN DE LAS FASES DE INVESTIGACIÓN PARA PIZARRAS ......7

2.2.1.- FASE 1. RECOPILACIÓN DE INFORMACIÓN. ...............................7

2.2.2.- FASE 2. EXPLORACIÓN DE CAMPO A ESCALA 1:25.000 ............8

2.2.3.- FASE 3. INVESTIGACIÓN PREVIA A ESCALA 1:25.000. ...............9 2.2.3.1.- PROSPECCIÓN POR SONDEOS ...........................................................12

2.2.3.1.1.- Métodos de perforación por sondeos ..................................12 2.2.4.- FASE 4. INVESTIGACIÓN DE DETALLE A ESCALA 1:5.000 ........18

2.2.5.- FASE 5. PROYECTO DE EXPLOTACIÓN....................................30

Proyecto y análisis comparativo entre explotaciones de pizarra a cielo abierto y subterránea

ANEXO Nº 1.- INVESTIGACIÓN DE YACIMIENTOS DE PIZARRA PÁGINA 1

11..-- YYAACCIIMMIIEENNTTOOSS DDEE PPIIZZAARRRRAA ________________________________________________

1.1.- ORIGEN Y CARACTERÍSTICAS DE LAS PIZARRAS

La pizarra es una roca metamórfica (metalutita) de bajo grado y de origen

sedimentario, originada por el metamorfismo de sedimentos o rocas arcillosas preexistentes.

Está compuesta fundamentalmente por filosilicatos, principalmente del grupo de la clorita,

de la illita-phengita-sericita, etc., y cuarzo como minerales principales, pudiendo contener

cloritoide, plagioclasa, calcita, sulfuros de hierro, ilmenita, rutilo, circón y algunos otros como

accesorios.

La característica más llamativa de estas rocas es que poseen planos de foliación muy

marcados, lo que permite fácilmente, y mediante procesos manuales de hienda, obtener

placas de espesores milimétricos.

Las pizarras se originan a partir de sedimentos y rocas arcillosas preexistentes.

Cuando los sedimentos ya se han depositado en una cuenca marina de sedimentación y

quedan aislados de la lámina de agua suprayacente, mediante el enterramiento por

deposición de nuevos sedimentos se produce un proceso conocido como diagénesis. Este

proceso implica fenómenos como la compactación de dichos sedimentos, la expulsión del

agua que pudieran contener y la descomposición de la materia orgánica.

Al mismo tiempo, se produce, debido al enterramiento, un aumento tanto de la

presión como de la temperatura, lo que provoca una redistribución espacial de los minerales

de la arcilla y cambios en la estructura cristalina de éstas. El resultado es la transformación

de los sedimentos en rocas sedimentarias, conocidas en este caso como lutitas.

Para que dichas rocas acaben finalmente transformándose en pizarras es necesaria

la actuación de ese proceso geológico conocido como metamorfismo.

Generalmente, a lo largo del tiempo geológico, una cuenca sedimentaria acaba

siendo implicada en un proceso de orogénesis de formación de cordilleras, lo que provoca

mediante la aplicación de una serie de esfuerzos de compresión un aumento en las

condiciones de presión y temperatura de la zona. Los materiales se ven sometidos durante

millones o decenas de millones de años a la acción de importantes presiones dirigidas,

producidas por los empujes tectónicos. Se produce entonces toda una serie de cambios

(mineralógicos, texturales y estructurales) en los materiales afectados por estas nuevas

condiciones de presión y temperatura.



El rango de temperaturas y presiones, durante el cual actúa el metamorfismo, varía

desde los 300-400ºC hasta los 1.200ºC y dentro de un amplio rango de presiones, que

puede variar desde algunos pascales hasta unos cientos de pascales, en función del tipo de

metamorfismo sufrido. Más allá de esos límites de presión y temperatura se producen las

condiciones básicas óptimas para la producción de fundidos magmáticos que nos situarían

ya dentro del ambiente ígneo.

El tipo de metamorfismo generador de las pizarras se caracteriza por ser un

metamorfismo de bajo grado con temperaturas de unos 400°C y presiones de unos

300MPa. Los cambios mineralógicos que se producen en las lutitas son la desaparición de

algunos minerales debido a que esos minerales presentes en un principio en las rocas

reaccionan con otros minerales como el cuarzo, o con elementos como la sílice libre para

acabar formando nuevos minerales, produciéndose de esa forma dicha desaparición. Así, la

caolinita reacciona con el cuarzo o con la sílice libre para formar pirofilita; por el mismo

mecanismo se forman micas sódicas como la paragonita, feldespato alcalino en pequeña

cantidad, clorita y cloritoide. La formación de las nuevas fases minerales está condicionada

y depende en última instancia de la composición química original de la roca. Por otra parte,

existen minerales que lo que hacen es reorganizar su estructura, es decir se recristalizan,

para ser capaces de aguantar mayores temperaturas y presiones.

Como ya se ha comentado, todos estos cambios se producen normalmente bajo

fuertes presiones dirigidas, lo que provoca que la neoformación y recristalización de

materiales se realice en un estado material y tensional fuertemente anisótropo. Todo ello

provoca una orientación preferente de sus minerales, en lo que se considera como la textura

típica de las pizarras y que se conoce con el nombre de pizarrosidad.

A diferencia de otras rocas, y debido a la ausencia de bandeados composicionales

como ocurren por ejemplo con los gneises, las pizarras pueden ser exfoliadas fácilmente a

favor de las superficies de pizarrosidad, dando como resultado placas de espesores

milimétricos y caras subparalelas muy lisas. Esto se debe a la orientación que sufren sus

minerales mientras están sometidos al proceso de transformación, lo que puede dar una

idea clara de la dirección de actuación de los esfuerzos durante su formación.

La composición mineralógica de las pizarras puede variar ligeramente en función del

grado metamórfico sufrido. Así, existen pizarras que, habiendo sufrido un grado metamórfico

más alto que la media, presentan como minerales principales cuarzo, moscovita, clorita, y

plagioclasa; y como accesorios biotita, calcita, grafito y pirita. Mientras que pizarras de

menor grado metamórfico que la media presentan cuarzo, moscovita, clorita y feldespato



(albita) y, en ocasiones, paragonita como principales, y como accesorios presentan

turmalina, circón y opacos.

Por otra parte, la composición mineralógica de las pizarras influye de forma evidente

en la calidad final de las pizarras de techar: las de mejor calidad están caracterizadas por la

abundancia de clorita, mientras que la presencia de minerales opacos, generalmente

sulfuros de hierro y de carbonatos como la calcita y siderita acaba con el tiempo

produciendo manchas y descomposiciones en la pizarra.

La textura que presentan es lepidoblástica, caracterizada por una orientación de los

filosilicatos en la que a veces destacan algunos cristales de mayor tamaño en una matriz

predominantemente de grano fino.

Esta textura microscópica de las pizarras condicionada por diversos factores, unos de

origen metamórfico y otros de origen sedimentario, es el factor principal que controla la

fisibilidad o aptitud a la hienda de la pizarra. Es decir, que en última instancia es la respon-

sable de los espesores mínimos que pueden darse a las placas de pizarra para su

utilización como pizarras para cubiertas.

1.1.1.- CARACTERÍSTICAS DE LOS YACIMIENTOS DE PIZARRA

Dependen fundamentalmente de la estructura geológica ( disposición geométrica de

las capas y otros elementos como la esquistosidad y sobre todo del estado de fracturación

del macizo rocoso) y de la presencia de deformaciones continuas como los kink – bands.

Cabe también mencionar otras características como: estructura, potencia de las capas,

diques de cuarzo, metamorfismo de contacto, presencia de esquistosidades secundarias o

de bandeado tectónico.

Todas estas características anteriores están estrechamente interrelacionadas. En

función de estas características se pueden determinar, en las primeras fases de la

investigación, la explotabilidad de una capa o yacimiento de pizarra. En una primera fase se

evalúan una serie de parámetros básicos, por orden de importancia, la fisibilidad alta,

ausencia de minerales metálicos, tamaño de grano fino, color, ausencia de crenulación,

lineaciones y laminaciones arenosas.

Otros factores necesarios para definir la pizarra como de buena calidad son:

potencias de capa altas, ausencia de kink-bands y macizos rocosos poco fracturados.

El factor que más frecuentemente condiciona la explotabilidad de un determinado

yacimiento es el estado de fracturación del macizo rocoso, incluyendo en este apartado no

sólo las diaclasas y fallas, sino también otros tipos de discontinuidades como los kink-



bands. Una alta densidad de fracturas impide la extracción de bloques con el volumen

mínimo que se considera rentable. La definición del volumen medio y las formas del bloque–

tipo que se extraerá de un determinado macizo se pueden determinar aplicando

cuidadosamente métodos de análisis estructural tales como, representaciones

estereográficas, y en rosa, y mapas de densidad de fracturación.

De lo expuesto anteriormente se desprende que las bases metodológicas

fundamentales de la investigación de pizarras son geológicas. La geología y sus técnicas

usuales constituyen la herramienta más importante, barata y rápida que el explotador tiene a

su alcance para localizar nuevos yacimientos y para aumentar la rentabilidad de los que ya

están en explotación. La gran variabilidad de los factores geológicos y el gran número de

estos impide que dichos métodos puedan aplicarse de forma homogénea en todos los

yacimientos, teniendo que dar más importancia a uno que a otro según avanza la

investigación. A pesar de ello, una investigación cuidadosamente planeada y ejecutada

permite disminuir notablemente la incertidumbre inherente a toda explotación minera.

Se continuación las distintas formaciones de pizarras existentes en el territorio

español.



22..-- IINNVVEESSTTIIGGAACCIIÓÓNN DDEE YYAACCIIMMIIEENNTTOOSS DDEE PPIIZZAARRRRAA ____________________

2.1.- INTRODUCCIÓN

En 1970, el Ministerio de Industria presentó el Plan Nacional de Investigación Minera,

integrado en el Plan Nacional de la Minería, según el cual le correspondía al Instituto

Geológico y Minero de España (I.G.M.E.), más tarde Instituto Tecnológico Geominero de

España (I.T.G.E.), el establecimiento y desarrollo de programas de infraestructura

geológicominera y actividades sectoriales encaminadas a la promoción de determinadas

sustancias minerales, entre las cuales quedaban incluidas las Rocas Ornamentales.

Posteriormente, la Ley de Minas de 1973 sigue incidiendo en el interés estratégico de

la cuestión, ordenando la revisión y actualización del P.N.I.M., lo que dio lugar a la

redacción y posterior aprobación del Plan Nacional de Abastecimiento de Materias Primas

Minerales (P.N.A.M.P.M.) en 1975.

La Ley de Fomento de la Minería de 1977 vuelve a poner de manifiesto el interés del

Estado en procurar el de materias primas minerales a la industria, para lo cual se elaboró y

aprobó en 1978 una nueva versión actualizada del P.N.A.M.P.M. en el que se indicaban las

líneas de actuación y metas hasta 1987.

Por último, mediante la publicación del R.D. de 16-3-1979, el Estado daba a conocer

la relación de sustancias y actividades de interés prioritario, entre las que se incluían la

exploración, investigación, explotación, tratamiento y beneficio de los granitos, mármoles y

pizarras ornamentales.

Durante este periodo de actividad legislativa, el I.G.M.E., como destinatario de los

mandatos, fue acomodando su actuación a las directrices emanadas de los sucesivos

planes de investigación, revisando, actualizando y potenciando los programas establecidos

en 1970, y ampliando su actividad con nuevos programas como el de Normativa de Rocas

Ornamentales.

El I.G.M.E. inició la investigación de las pizarras en 1979, aunque hubo que esperar a

1985-86 para que los conocimientos y experiencias previas, adquiridos durante la ejecución

de gran número de estudios, permitieran desarrollar una metodología general para la

investigación de rocas de uso ornamental.



Esta metodología tiene una estructura aplicable a los tres tipos de roca ornamental

(granito, mármol y pizarra), si bien el desarrollo en detalle del proceso se ajusta, obviamente

a las peculiariedades de cada una de ellas.

Ninguna de las metodologías está completamente estandarizada, existiendo, incluso

para una misma roca, significativas variaciones en los procesos e índices de valoración

utilizados entre unos estudios y otros.

2.2.- DESCRIPCIÓN DE LAS FASES DE INVESTIGACIÓN PARA PIZARRAS

La metodología de prospección de los yacimientos de pizarras fue establecida, en sus

aspectos más generales, en 1985 siendo ampliada posteriormente.

El método de investigación es el mismo tanto en pizarras a cielo abierto como en

subterránea. En subterránea además, tendrá especial relevancia la caracterización

geotécnica del macizo rocoso, con objeto de estimar sus parámetros característicos que

definen su resistencia y deformabilidad.

2.2.1.- FASE 1. RECOPILACIÓN DE INFORMACIÓN.

La investigación de las pizarras se inicia, con la recuperación y el análisis de toda la

información geológico-minera disponible sobre el área o roca a investigar. A tal efecto se

pueden utilizar, como información básica los siguientes documentos:

Mapas oficiales publicados por el I.G.M.E. como son:

o Mapas de síntesis geológica a escala 1:200.000.

o Mapas de rocas industriales a escala 1:200.000.

o Mapas metalogenéticos a escala 1:200.000.

o Mapas geológicos varios a escala 1:100.000.

o Mapa geológico nacional a escala 1:50.000.

Fondos documentales del I.G.M.E. y de los diferentes Servicios Geológicos de

las Comunidades Autónomas.

Documentación de uso público en los Servicios de Minas del estado y de las

Comunidades Autónomas.



Tesis doctorales y otros documentos inéditos existentes en las Escuelas y

Facultades universitarias.

Artículos aparecidos en revistas, congresos, etc., que pueden proporcionar

información geológica complementaria de interés ( tectónica, estratigrafía,

geología regional, etc.).

Además es aconsejable consultar los Organismos y Asociaciones profesionales,

productores y empresas comercializadoras con el fin de adquirir un mejor conocimiento de

la problemática concreta de cada roca. Tras el análisis de la información disponible se hace

una primera valoración de las zonas, seleccionándose todas aquellas que presentan alguna

posibilidad, aunque sea mínima, de contener pizarras potencialmente explotables, las

cuales pasan a la siguiente exploración.

2.2.2.- FASE 2. EXPLORACIÓN DE CAMPO A ESCALA 1:25.000

Aquellas zonas que, según la información existente, presentan un potencial favorable

desde el punto de vista geológico, son examinadas mediante fotografía aérea con el fin de

programar una serie de itinerarios de reconocimiento de campo que sirven para levantar

cortes lito-estructurales detallados con objeto de investigar:

- Las series pizarrosas, determinando las facies presentes, tanto a nivel

litológico como de espesores.

- El metamorfismo y la estructura general de la zona.

- La tectónica regional y así identificar las fases de deformación y fracturación,

y determinar las esquistosidades y pliegues que afectan a las formaciones

pizarrosas.

A partir de los cortes se construyen perfiles geológicos a escala 1:25.000 y columnas

litológicas a escala 1:10.000 en las que queda reflejada toda la información obtenida en el

campo (litologías, potencias, pliegues, esquistosidades, estructuras, etc.).

Como resultado de lo anterior se conocen, en primera aproximación, las zonas en las

que la presencia de pliegues y esquistosidades indeseables es más abundante, su efecto

más pernicioso y, por ello, directamente eliminables.

No se ha desarrollado un sistema de cuantificación de índices característicos que

faciliten y objetiven la valoración de las áreas.



En cualquier caso, al final de esta fase se produce una selección de áreas, basada

fundamentalmente en la consideración de parámetros geológicos, pasando las mejores a la

fase siguiente.

2.2.3.- FASE 3. INVESTIGACIÓN PREVIA A ESCALA 1:25.000.

Las áreas seleccionadas en la fase 2 son objeto de una investigación previa que

consiste en:

- Cartografía geológico-minera a escala 1:25.000. Estudio estructural y de la

fracturación.

- Toma de muestras de mano, orientadas y sin orientar, para determinaciones

petrográficas mediante el estudio de laminas delgadas al microscopio.

- Toma de bloques-muestra para preparación de placas y realización de

ensayos de caracterización de la pizarra.

- Análisis de las condiciones del yacimiento.

La cartografía a escala 1:25.000 permite integrar y representar todos los datos

obtenidos hasta la fecha en cada área, así como conocer la distribución espacial de las

distintas facies pizarrosas y de las bandas tectonizadas que las hacen inviables para el uso

previsto. Es conveniente que vaya acompañada de perfiles geológicos a escala 1:10.000.

En esta fase es frecuente la realización de algún sondeo a testigo continuo,

estratégicamente emplazado, que tiene por triple objeto reconocer la serie de interés, tomar

muestras frescas para estudios petrográficos y mejorar la información acerca de la

fracturación del macizo rocoso en profundidad.

El estudio estructural del macizo rocoso detecta los diferentes tipos de

esquistosidades, fallas, diaclasas, pliegues kink-bands y venas de cuarzo presentes,

algunas de las cuales (crenulación y kink-bands), por sí mismas, pueden descalificar

definitivamente la zona para estudios posteriores.

Por lo que respecta a la fracturación en concreto, su conocimiento a partir de los

datos superficiales y profundos (testigos de los sondeos) permite discriminar

respectivamente entre discontinuidades no sistemáticas y sistemáticas. El tratamiento de

datos se realiza con las técnicas de proyección estereográfica, pues ha demostrado ser una



herramienta muy apropiada para el manejo y tratamiento de datos angulares (dirección y

buzamiento).

El estudio de la fracturación debe centrarse en la identificación de la geometría y

espaciados de las diferentes familias de diaclasas que puedan existir.

Conocidas de esta forma las familias de diaclasas existentes, es preciso estudiar su

continuidad o desarrollo, tanto en superficie como en profundidad. Para ello puede ser de

interés realizar algún sondeo a testigo continuo de control o empleo de las técnicas

geofísicas, ya que, por medio de una malla adecuada de sondeos eléctricos verticales, es

posible establecer tanto el grado de fracturación del macizo, como el espesor del

recubrimiento y, dentro de unos límites, la continuidad en profundidad de la roca

investigada. En cualquier caso, el conocimiento de estas discontinuidades permitirá

clasificarlas en relación con sus dimensiones y, por tanto, determinar su grado de incidencia

en el tamaño del bloque extraíble.

Figura 1.- Proyección de los polos de familias de diaclasas medidas en una cierta

área de investigación y diagrama de concentración.



El estudio petrográfico en lámina delgada da a conocer la composición mineralógica y

la textura de la rota; si la muestra esta orientada es posible que la detección de

microestructuras (estratificación, foliaciones, microfracturas) difícilmente observables en el

campo, ayude a reconstruir estructuras mayores.

Las muestras-bloque tomadas tan frescas como sea posible, son utilizadas para la

elaboración de placas que se someten a ensayos normalizados, según las normas UNE-EN

12.326-1 y UNE-EN 12.326-2:

- Absorción de agua.

- Resistencia a la flexión

- Ensayo de hielo-deshielo.

- Contenido en carbono no carbonatado.

- Contenido en carbonatos.

- Ensayo de exposición al dióxido de azufre.

- Ensayo de ciclo térmico.

- Examen petrográfico

así como pruebas de fisibilidad o exfoliado.

Los resultados de estos ensayos permiten determinar la validez de la pizarra para su

uso en las cubiertas de los edificios, de acuerdo con las especificaciones UNE 22201.

El análisis de las condiciones del afloramiento hace referencia a la situación relativa

de las capas y de la pizarrosidad respecto a la ladera (a favor o en contra de la misma), a la

pendiente topográfica del terreno, etc., que indudablemente tienen interés por afectar a la

explotabilidad del área.

La consideración de los resultados obtenidos en cada zona permite hacer una

selección de las áreas favorables, las cuales pasaran a la fase siguiente. Los criterios de

valoración son fundamentalmente de índole geológica, aunque también se consideran las

condiciones del afloramiento por la incidencia quo tiene en la explotación minera. Los

criterios, al igual que ocurre en la fase 2, no están cuantificados.



2.2.3.1.- PROSPECCIÓN POR SONDEOS

Un sondeo es una perforación cilíndrica vertical, inclinada o, más raramente,

horizontal efectuada por diversos métodos, que permite acceder a la roca en profundidad.

En investigación minera los sondeos tienen una longitud que varía desde pocos

metros ( 20-30 m) a varias decenas de metros ( 500-600 m).

Los diámetros del sondeo varían desde poco más de 20 mm hasta 800 mm e incluso

más, dependiendo del tipo de utilidad que tenga. En prospección minera es raro superar los

200 mm.

La prospección de yacimientos por sondeos tiene por objetivo general facilitar el

reconocimiento de un cuerpo mineral bajo la superficie del terreno. El objetivo particular

depende de la etapa de la investigación que se esté realizando. A título de ejemplo pueden

darse las siguientes situaciones tipo:

- Reconocimientos geológicos generales

- Investigación de un objetivo

- Elaboración de un proyecto minero

- En avance de la explotación

En minería de interior son de vital importancia para definir el yacimiento a explotar,

así como durante el avance, para determinar intercalaciones en el yacimiento que puedan

causar problemas de estabilidad, calidades del material a explotar, etc.. Así pues, además

de en la etapa de investigación, se suelen ir realizando sondeos periódicamente durante

toda la fase de explotación.

2.2.3.1.1.- MÉTODOS DE PERFORACIÓN POR SONDEOS

A pesar de la enorme variedad de sistemas posibles de penetración de las rocas, la

perforación de investigación se realiza actualmente, de forma general, utilizando energía

mecánica.

Los componentes de cualquiera de los equipos correspondientes a los tres métodos

de perforación con energía mecánica ( percusión, rotación, rotopercusión) se pueden

esquematizar con la siguiente figura:

Constan de seis partes bien diferenciadas que se citan seguidamente, indicando entre

paréntesis el elemento o elementos que pueden integrar cada una de ellas:



- Un sistema que genera energía para la destrucción de la roca (martillo,

perforadora).

- Una herramienta de perforación ubicada en el fondo del pozo (tricono,

trépano, corona).

- Un sistema transmisor de la energía a la herramienta de perforación (cable,

varillaje, cabezal de golpeo).

- Un sistema para la evacuación de la roca arrancada por la herramienta de

perforación (cuchara, fluido de perforación).

- Un sistema para la sujeción de las paredes del pozo (fluido de perforación,

tubería de revestimiento).

- Un sistema de refrigeración de la herramienta de perforación (fluido de

perforación).

Los componentes citados son complementados por otros auxiliares que integran un

conjunto de funcionamiento armónico en las múltiples tareas que implica la perforación de

un sondeo: traslado del equipo a la zona, posicionamiento, direccionamiento de la

perforación, perforación de la roca, toma de muestras, conservación del sondeo, etc.



Figura 2.- Esquema de los componentes principales de un equipo de

perforación mecánica.

En lo que se refiere al punto de vista de la toma de muestras, se puede establecer

una sencilla clasificación según si la roca es triturada enteramente por la herramienta de

perforación, con lo que se obtienen fragmentos de pequeño tamaño denominados ripios o

detritus de perforación, o que la parte central de la roca perforada sea extraída en continuo

con forma de cilindro, o testigo continuo, como es este caso.

El método utilizado para la obtención de una muestra continua es el de Rotación con

extracción de testigo.

2.2.3.1.1.1 Perforación con recuperación de testigo

La perforación rotativa con extracción de testigo es un sistema diseñado

específicamente para la investigación minera porque permite la extracción de unos cilindros

de roca, llamados testigos, con los cuales se puede confeccionar la serie estratigráfica o

litológica del yacimiento y analizar el mineral o roca encajante. La boca utilizada es la

corona, con filo de widia o de diamante, dependiendo de la dureza de la roca.

La profundidad alcanzable y el diámetro de perforación están relacionados entre sí,

de modo que una misma sonda puede realizar un sondeo corto con un diámetro grande y, a

la inversa. Cuanto mayor sea el diámetro mejor es, en términos generales, la recuperación

de testigo aunque esta recuperación puede ser escasa en algunos materiales blandos,

fracturados, friables, etc. Por este procedimiento se pueden perforar pozos de varios cientos

de metros de profundidad, con diámetro de hasta 200 mm.

Existen dos grandes grupos de sondas según el esquema constructivo de las

máquinas. El primero es el convencional con cabeza de rotación por husillo y grupo cónico,

y dos cilindros de empuje. El segundo esta formado por las sondas con unidad de rotación

móvil, que es un motor hidráulico que se mueve sobre una deslizadera de cadena

accionado por un dispositivo igualmente hidráulico.

La perforación de la roca se realiza cuando se empuja la corona contra ella, con

movimiento rotativo, y el filo va creando un canal circular cada vez más profundo. Al

profundizar la corona se va formando un cilindro de roca, denominada testigo, que entra en



un tubo especial (sacatestigos) colocado a continuación de la corona, en el interior del

varillaje.

La disposición general del sistema de perforación que aparece esquematizado en la

siguiente figura, muestra la sarta colgada del cable que enrosca en un cabrestante, la

manguera de inyección del fluido de barrido que se introduce en el varillaje por la giratoria,

el cabezal de rotación que produce un movimiento giratorio de la corona, el varillaje y el

testigo contenido en el tubo sacatestigos. Por otra parte, aparece colocada la tubería de

revestimiento para sujetar las paredes del pozo en el aluvial superficial.

El papel del cabrestante es fundamental hasta el punto de que la potencia de la

sonda deber ser la que éste necesite ya que la que se precisa para la rotación es bastante

menor.

Figura 3.- Esquema de los componentes principales de un equipo de perforación

mecánica.



Las sondas van montadas sobre patines, en chasis autopropulsados sobre cadenas o

ruedas, y sobre camiones. El fluido de barrido normal es agua, pero también se usa lodo de

polímeros y, raramente, aire comprimido en sondeos poco profundos con corona de widia.

El tubo sacatestigos es el tubo que recoge el testigo a medida que está siendo

producido por la corona. Va unido a ésta y tiene su mismo diámetro interior. El extremo

superior se enrosca en el varillaje mediante una pieza denominada cabeza. Sus longitudes

están normalizadas: 350, 1.500, 3.000 y 6.000 mm, aunque el que más se utiliza es el de

tres metros. Los diámetros interiores son múltiples, de 32 a 123 mm. En el extremo inferior

llevan alojado un muelle extractor que es el que corta el testigo cuando se ha llenado el

tubo.

Una vez obtenido el testigo de un sondeo, es necesario proceder a la testificación del

mismo, es decir, extraer de él una serie de datos geofísicos y representarlos en función de

la profundidad. Es conveniente acompañar la testificación con unas fotografías en color del

testigo colocado en las cajas del portatestigo.



Figura 4.- Testificación de un sondeo.

Las características del terreno que se obtienen más frecuentemente de la testificación

de los sondeos son las siguientes:

• Información general.- se indicará el número de sondeo , el lugar y la fecha de

realización y las coordenadas del emplazamiento. También la inclinación del

sondeo si no es vertical, y el tipo de corona y el diámetro de perforación a lo

largo del mismo.

• Litología.- Se incluirá una descripción litológica de los terrenos atravesados,

así como una columna con la descripción gráfica, mediante diferentes tramas,

de las distintas litologías.

• Recuperación de testigo.- La recuperación de testigo es la relación en tanto

por ciento entre la longitud del testigo y la longitud del taladro.

• El RQD ( Rock Quality Designation).- Se define como la relación en tanto por

ciento entre la suma de longitudes de trozos de testigo mayores de 10 cm y la

longitud total del taladro.

• Facturación.- De cada junta se obtienen las características más

representativas. En un sondeo es posible medir el buzamiento, tipo de junta,

espaciamiento, rugosidad, alteración, apertura y relleno.

• Alteración.- Se representa el grado de alteración de la roca a lo largo del

sondeo según la escala de I al VI. El I representa la roca sana y el VI

corresponde a suelo residual.

• Nivel freático.- Se debe medir el nivel freático en sucesivos días después de

la perforación del sondeo, hasta que se estabilice. Esto se puede hacer

mediante un piezómetro. El tipo de piezómetro más común es una sonda que

se introduce por el taladro y detecta eléctricamente la presencia de agua.

• Muestras y ensayos.- Deben indicarse las profundidades a las que se han

extraído del testigo, su tipo, y los resultados de los ensayos de laboratorio

efectuados sobre ellos.



2.2.4.- FASE 4. INVESTIGACIÓN DE DETALLE A ESCALA 1:5.000

Cada una de las áreas seleccionadas de la fase 3 es objeto de una nueva

investigación, que vuelve a incidir en los mismos trabajos de la fase anterior, si bien con

mayor detalle. A veces, esta investigación se desarrolla en dos etapas, una a escala 1:5.000

y otra posterior a escala 1:1.000 o 1:2.000.

La cartografía, que se realiza a las escalas indicadas, abarca menores extensiones

de terreno que en la fase precedente. En los planos se representan tanto factores litológicos

(tamaño de grano de la pizarra, laminaciones arenosas, presencia de minerales

indeseables, etc.) como estructurales (estratificación, esquistosidades, pliegues, fracturas,

etc.) y es complementada por la ejecución de una campaña sistemática de sondeos, con

extracción de testigo continuo que es analizado exhaustivamente desde el punto de vista

lito-estructural.

La toma de muestras-bloque y de muestras de mano es, de igual forma, sistemática,

teniendo por objeto la determinación de los diversos parámetros que controlan la calidad y

la explotabilidad de la pizarra, a los que se concede gran relevancia en esta fase.

• Factores Litológicos

Se consideran los factores que influyen en la calidad de la roca.

El color, que es una característica qua puede condicionar el mercado, se valora

atendiendo a la mayor o menor oscuridad de la pizarra.

COLOR CALIDAD

Negro

Gris oscuro Mejor

Gris Peor

Tabla 1.- Valoración del color.



Las inclusiones que se estudian son los enclaves, granos, manchas u otros

elementos que aparecen en los planos de esquistosidad, rompiendo la continuidad y lisura

de la pizarra. La presencia de sulfuros de hierro (granos de pinta, pirrotina y calcopirita) y

de carbonatos se vigila especialmente, ya que al descomponerse producen manchas muy

visibles.

La rugosidad influye en el aspecto externo de las placas. Las superficies de

exfoliación pueden ser:

- Lisas, sin estrías, huellas o nudos.

- Estriadas, con resaltes apreciables pero siempre menores que 1 mm.

- Rugosas, con estrías, nudos, huellas, etc., de más de 1 mm.

La fisibilidad es la propiedad que permite la exfoliación sistemática de la pizarra. Los

planos de exfoliación que se utilizan para la hienda son los de esquistosidad o pizarrosidad

primaria. La presencia de otras foliaciones posteriores impide la obtención de placas y, por

ello, el aprovechamiento de la roca para su use como cubierta. La valoración de la fisibilidad

se efectúa en función del espesor de la placa obtenida.



FACTOR PARÁMETRO

Color

Inclusiones

Rugosidad

Fisibilidad

Homogeneidad

Dureza

Punzonamiento

Litológico

Alteración

Esquistosidad

Fracturación Estructural

Otros

Peso específico

Absorción de agua

Resistencia a la flexión

Helacidad

Resistencia a cambios térmicos

Resistencia a ácidos

Físico-Mecánico

Contenido en carbonos

Ratio

Reservas Explotabilidad

Tamaño del bloque

Tabla 2.- Factores de calidad y explotabilidad.



ESPESOR PLACAS GRADO FISIBILIDAD

< 5 mm Alto

5 – 10 mm Medio

> 10 mm Bajo

Tabla 3.- Valoración de la fisibilidad.

La homogeneidad del tamaño de grano de la pizarra es muy importante para obtener

una buena fisibilidad, con independencia del valor que aquel tenga. Así, las pizarras de

grano fino exfolian habitualmente bien, aunque igual sucede con las de grano grueso,

siempre que no existan microclastos ni porfiroblastos, es decir, siempre que el tamaño de

grano sea homogéneo.

TAMAÑO DENOMINACIÓN

< 30 micras Grano Fino

30 – 50 micras Grano Medio

> 50 micras Grano Grueso

Tabla 4: Tamaño de grano.

La medida relativa de la dureza in situ se efectúa mediante el rayado con el martillo y

la uña, valorándose conforme a los baremos de la siguiente tabla:



RAYA

MARTILLO UÑA GRADO DE DUREZA

Difícil No Dura

Fácil Difícil Semidura

Fácil Fácil Blanda

Tabla 5: Valoración de la dureza

El punzonamiento es una propiedad relacionada con la fragilidad que se mide en

ciertas ocasiones. La mejor valoración de este parámetro suele alcanzarse en las pizarras

blandas.

La meteorización de la pizarra es una característica indeseable que puede estimarse

de acuerdo con la escala de la siguiente tabla:



GRADO DE

METEORIZACIÓN DENOMINACIÓN CRITERIOS DE RECONOCIMIENTO

I Sana Roca no meteorizada. Conserva el color lustroso

en toda la masa.

II Sana con juntas teñidas de óxido

Las caras de las juntas están manchadas de

óxido pero el bloque unitario entre juntas

mantiene el color lustrosos de la roca.

III Moderadamente meteorizada

Claramente meteorizada a través de la

petrofábrica, reconociéndose el cambio de color

respecto de la roca sana. El cambio de color

puede ser desde simples manchas hasta la

variación del color de toda la masa,

generalmente a colores típicos de óxidos de

hierro. La resistencia de la roca puede variar

desde muy análoga de la roca de grado II a

bastante más baja, pero tal que trozos de 25m2

de sección no puedan romperse a mano.

IV Muy meteorizada Roca intensamente meteorizada que puede

desmenuzarse a mano y romperse.

V Completamente meteorizada

Material con aspecto de suelo completamente

descompuesto por meteorización “in situ” pero

en el cual se puede reconocer la estructura de la

roca original.

Tabla 6.- Escala de meteorización de las rocas sedimentarias detríticas.

• Factores estructurales

Los factores estructurales que hay que considerar son estratificación, esquistosidad,

diaclasas, fallas, pliegues kink-bands y venas de cuarzo.

Puesto que las pizarras hienden por los planos de esquistosidad primaria y solo son

aprovechables cuando no existan otras foliaciones, es necesario un cuidadoso estudio

estructural que detecte estas posibles foliaciones secundarias, incluso recurriendo

sistemáticamente a preparaciones en lámina delgada orientada, técnica que da



generalmente muy buen resultado. Si estas foliaciones son muy patentes, se originan

crenulaciones cuya extensión es necesario precisar y cartografiar.

La presencia de kink-bands en una zona pizarrosa la inutiliza para su

aprovechamiento. Por ello debe reconocerse y cartografiarse la extensión afectada por este

tipo de pliegues. Las venas de cuarzo son estructuras indeseables que pueden contaminar

un macizo y hacerlo inexplotable.

Finalmente, el estudio detallado de fallas y diaclasas es imprescindible para conocer

el alcance de la fracturación y su extensión en profundidad y, a partir de ellas, deducir el

tamaño orientativo del bloque que puede extraerse. En primer lugar es necesario conocer la

distribución espacial del sistema de diaclasas y su relación geométrica con la esquistosidad

primaria. Para ello las medidas de campo se tratan con las técnicas de la proyección

estereográfica o se visualizan mediante diagramas en rosa.

La continuidad de las diaclasas, cuyas longitudes son medidas en el campo, puede

clasificarse en los siguientes grupos menores, mayores y principales.

CONTINUIDAD DENOMINACIÓN DIACLASA TIPO LONGITUD

Menor Muy baja

Baja

< 1 m

1 – 3

Mayor Media

Alta

3 – 10 m

10 – 20 m

Principal Muy Alta > 20 m

Tabla 7.- Tipos de diaclasas según su continuidad.

Los espaciados entre diaclasas condicionan el tamaño del bloque a extraer. Su

estudio, por familias, se efectúa de forma estadística, construyendo un histograma de

frecuencias vs. espaciados.



Figura 5.- Histograma de espaciados de una familia de diaclasas.

En el caso de las pizarras de techar, los intervalos de espaciados que se manejan

son diferentes, debiendo utilizarse:



INTERVALO ESPACIADO

0,06 – 0,20 m Reducido

0,20 – 0,60 m Moderado

0,60 – 2,00 m Amplio

2,00 – 6,00 m Muy amplio

6,00 – 20,00 m Extremadamente amplio

Tabla 8: Tipos de espaciado de diaclasas según intervalos.(Pizarras de techar).

La densidad de diaclasado se define mediante el parámetro Jv, que, al igual que en

las rocas graníticas, representa el número de diaclasas por unidad de volumen.

PARÁMETRO

Jv

TAMAÑO ORIENTATIVO

DEL BLOQUE

< 1 Muy Grande

1 - 3 Grande

3 - 10 Medio

10 - 30 Pequeño

> 30 Muy pequeño

Tabla 9.- Tamaño orientativo del bloque en función del parámetro Jv.

Este parámetro proporciona una estimación aproximada del tamaño del bloque

extraíble. El valor máximo admisible para Jv en un macizo es 2, aunque éste no es un dato

definitivo para determinar su explotabilidad.



• Factores físico-mecánicos

Las muestras de pizarra, convenientemente preparadas, se someten a los mismos

ensayos normalizados de caracterización que en la fase 3, con el fin de conocer más

detalladamente aún el comportamiento físico-mecánico de la roca y asegurar su buen

comportamiento en sus aplicaciones.

• Factores de explotabilidad

Como tales se consideran el ratio, las reservas y el tamaño del bloque, que son

comentados a continuación.

- Se llama ratio estratigráfico Re, al cociente entre la potencia total de pizarra que

no es aprovechable (M) y la potencia de la pizarra que si lo es (B), es decir:

Re = M / B

- Par otra parte, se denomina ratio del yacimiento Ry al cociente entre la potencia

total de pizarra aprovechable (B) y la potencia total del todo uno (M+B) necesaria

para extraerla. Por tanto:

En la práctica el único que se utiliza relativamente algo es Ry.

Ry VALORACIÓN

1 – 0,5 Bueno

0,5 – 0,3 Medio

0,3 – 0,0 Malo

Tabla 10.- Valoración de Ry.

11y

e

BRM B R

= =+ +



Estos índices son meramente orientativos, especialmente si la malla de información

no es muy densa, ya que las propiedades de la pizarra varían lateralmente de unos puntos a

otras.

Al final de esta fase es posible realizar una estimación preliminar de las reservas de

pizarra, lo que suele hacerse bien cubicando el todo uno y aplicando el ratio Ry, bien

directamente a partir de los datos puntuales obtenidos de sondeos, calicatas, frentes de

canteras, etc.

El volumen de pizarra vendible se obtiene aplicando los rendimientos en mina y en el

proceso de transformación, que varían sustancialmente de unas zonas productoras a otras.

El tamaño del bloque cabe analizarlo desde dos puntos de vista distintos:

- El tamaño del bloque máximo extraíble en función del número y espaciado de las

diaclasas.

- El tamaño mínima de bloque que debe extraerse para que la explotación sea

técnica y económicamente viable.

-

El primero de ellos, que puede denominarse bloque natural, depende del modelo de

fracturación del macizo o de la zona y puede estimarse orientativamente por medio del

parámetro Jv como ha sido explicado con anterioridad. Es posible, además, calcularlo a

partir de otras índices relacionados con la fracturación, coma son Jn que es proporcional al

número de familias discontinuidades existentes y el R.Q.D.



JN DESCRIPCIÓN DEL DIACLASADO

0,5 – 1,0 Roca masiva. Juntas escasa o ausentes.

2 Una familia de diaclasas.

3 Una familia y algunas ocasionales.

4 Dos familias de diaclasas.

6 Dos familias y algunas juntas ocasionales.

9 Tres familias.

12 Tres familias y algunas ocasionales.

15 Cuatro o más familias; juntas ocasionales.

20 Rocas trituradas, terrosas.

Tabla 11.- Valoración de JN.

JN se obtiene por observación de los afloramientos mientras que el segundo se

calcula a partir de la fracturación de los testigos de los sondeos.

La relación aproximada entre Jv y R.Q.D. es:

Conocido el índice R.Q.D. de una determinada formación pizarrosa en un sondeo, el

cálculo de Jv es inmediato, y con el tamaño orientativo del bloque.

Otro método aproximada para estimar el tamaño del bloque natural (Tbn) consiste en

combinar los índices R.Q.D. y Jv mediante la expresión:

en la cual Tbn viene expresado en m3.

34,85 0,30 . . .vJ R Q D= −

nbn J

DQRT ..183,0=



El tamaño del bloque, analizado desde la segunda perspectiva, es algo que viene

impuesto por el proceso productivo y el mercado; es, por tanto, un valor fijo. Para conocer si

la zona que se investiga tiene posibilidades de suministrar ese tamaño de bloque como

mínimo, se utiliza el parámetro VB que se define, para un macizo determinado, como la

proporción de bloques que superan unas dimensiones mínimas dadas, expresada en tanto

por uno.

El tamaño mínimo que sirve referencia varía de unas zonas productoras a otras. La

estimación de VB en un macizo afectado por varias familias de diaclasas se realiza de la

siguiente forma:

- Se calcula el valor de VB correspondiente a cada familia de diaclasas sumando

los porcentajes de espaciado correspondientes a los intervalos por encima del

valor mínimo seleccionado, expresando el resultado en tanto por uno.

- El valor de VB en el macizo se obtiene mediante el producto de los valores

parciales de cada familia VBi, es decir:

El valor mínimo de VB para que un macizo sea explotable es otra cuestión muy

importante por la incidencia económica que tiene.

2.2.5.- FASE 5. PROYECTO DE EXPLOTACIÓN

A estas alturas de la investigación, las áreas son bien conocidas , resultando quizás

la aclaración de algunas cuestiones puntuales que pueden integrarse en el contenido

general del proyecto de explotación.

B i BiV V= Π

ANEXO Nº 2

ENSAYOS PARA LA CARACTERIZACIÓN DE FORMACIONES DE

PIZARRA

ANEXO Nº 2.- ENSAYOS PARA LA CARACTERIZACIÓN

DE FORMACIONES DE PIZARRA

ÍNDICE

1.- INTRODUCCIÓN ......................................................................... 1

1.1.- ENSAYOS IN SITU ...........................................................................2

1.1.1.- ENSAYO DE PERMEABILIDAD DE LUGEON .................................2

1.1.2.- ESTIMACIÓN DE LA TENSIÓN NATURAL DEL TERRENO................2 1.1.2.1.- SOBREPERFORACIÓN Y MEDIDA DE LA PERFORACIÓN DIAMETRAL ..........3 1.1.2.2.- FLAT- JACK (GATO PLANO) ...............................................................4 1.1.2.3.- FRACTURACIÓN HIDRÁULICA................................................................6

1.2.- OTROS ENSAYOS IN –SITU...............................................................7

1.2.1.- ENSAYO DE PLACA DE CARGA..................................................7

1.2.2.- ENSAYO DE CORTE IN-SITU .....................................................8

1.3.- ENSAYOS DE LABORATORIO............................................................9

1.3.1.- DETERMINACIÓN DE LA RESISTENCIA A COMPRESIÓN SIMPLE ....9

1.3.2.- DETERMINACIÓN DEL MÓDULO DE ELASTICIDAD .....................10

1.3.3.- DETERMINACIÓN DEL COEFICIENTE DE POISSON .....................11

1.3.4.- ENSAYO DE RESISTENCIA A TRACCIÓN BRASILEÑO...................12

1.3.5.- ENSAYO COMPRESIÓN TRIAXIAL............................................13

1.3.6.- ENSAYO DE CARGA PUNTUAL.................................................15

1.3.7.- ENSAYO DE POROSIDAD Y DENSIDAD......................................16

1.3.8.- ENSAYO DE DURABILIDAD......................................................17

1.3.9.- ENSAYO DE CORTE DIRECTO .................................................19

1.3.10.- OTROS ENSAYOS DE INTERÉS ...............................................21 1.3.10.1.- ESTUDIO PETROGRÁFICO..................................................................21 1.3.10.2.- DETERMINACIÓN DEL PESO ESPECÍFICO APARENTE Y DE LA

ABSORCIÓN DEL AGUA......................................................................22

1.3.10.3.- DETERMINACIÓN DE LA RESISTENCIA A FLEXIÓN.................................22

Proyecto y Análisis comparativo entre explotaciones de pizarra a cielo abierto y subterránea

ANEXO Nº 2.-ENSAYOS PARA LA CARACTERIZACIÓN DE FORMACIONES DE PIZARRA PÁGINA 1

11..-- IINNTTRROODDUUCCCCIIÓÓNN ________________________________________________________________ En los siguientes apartados se comentan los ensayos geomecánicos más usuales

para el diseño de explotaciones de pizarra que va a ser empleada en la industria, tanto para

minería a cielo abierto como para minería subterránea.



1.1.- ENSAYOS IN SITU

1.1.1.- ENSAYO DE PERMEABILIDAD DE LUGEON

El ensayo de Luegon permite conocer la permeabilidad in-situ del macizo rocoso,

aunque más bien de forma cualitativa que cuantitativa. El mecanismo de ensayo es el

siguiente: en el sondeo ya perforado se selecciona la zona a ensayar, que se aisla del resto

mediante dos obturadores. Mediante una bomba se inyecta agua en la zona de ensayo a

una presión dada, midiéndose el caudal que es necesario aportar para mantener la presión

fija. Dicho caudal es la cantidad de agua que se filtra a la roca, normalmente a través de las

juntas, ya que la matriz rocosa es mucho más impermeable que éstas.

Figura 1.- Ensayo Lugeon

El ensayo se repite para presiones crecientes entre 0 y 10 kp/cm2 y luego para

presiones decrecientes nuevamente hasta 0 kp/cm2.

1.1.2.- ESTIMACIÓN DE LA TENSIÓN NATURAL DEL TERRENO

Los macizos rocosos en profundidad se encuentran sometidos a presiones debidas al

peso de los materiales suprayacentes. Las tensiones naturales (campo tensional natural)



son las que existen en una determinada zona de la corteza terrestre, previamente a que

ésta haya sido sometida a la realización de cualquier tipo de excavación. El estado tensional

una vez realizada la excavación es el resultado del espacio tensional inicial, más las

tensiones inducidas por el hueco. Puesto que las tensiones inducidas están directamente

relacionadas con las iniciales, es evidente que es necesario un conocimiento tensional

natural para realizar un análisis de tensiones en la fase de diseño del proyecto de

excavación.

Las técnicas de medida del campo tensional natural más utilizadas son la

sobretensión y medida de la perforación diametral en sondeos, el método de las células

planas y, la fracturación hidráulica.

1.1.2.1.- SOBREPERFORACIÓN Y MEDIDA DE LA PERFORACIÓN DIAMETRAL

Para aplicar esta técnica se debe realizar en primer lugar un sondeo de pequeño

diámetro en el lugar donde se desee realizar la medida tensional. En dicho sondeo, y

suficientemente lejos tanto de su fondo como de su boca, se sitúa un instrumento capaz de

medir las deformaciones diametrales en una dirección, o mejor en varias.

Entre estos aparatos, probablemente el más utilizado es el aparato de medida de la

deformación en sondeos tipo U.S.B.M., cuyo principio es igual al de las galgas

extensométricas para la realización de ensayo de módulos. Este apartado presenta tres

pares opuestos de puntas de carburo endurecido, que se fijan en la pared del sondeo

mediante muelles que forman a su vez 60º entre ellos. Estos medidores diametrales dan

una medida inicial de la deformación mediante galgas extensométricas, de tal manera que

las variaciones de diámetro del sondeo se pueden controlar a través de los diámetros de

medida simultáneamente e independientemente de que el tamaño del sondeo aumente o

disminuya.

Una vez insertado este aparato en el sondeo pequeño, el cableado se introduce a

través de la corona de perforación de diámetro mayor que él, y se lleva a cabo la

perforación de un sondeo concéntrico al primero de mayor tamaño. Es lo que se denomina

sobreperforación. Esto da lugar a un cilindro hueco de paredes gruesas separado del resto

del macizo rocoso y por lo tanto libre de tensiones.



Figura 2.- Esquema del método de sobreperforación ( Según Goodman, 1989).

de los casos) el aparato de medida registrará un aumento de diámetro al menos en

dos de las direcciones de medida, como respuesta a esta sobreperforación. Todos los

radios aumentaran de tamaño si la relación entre las tensiones principales mayor y menor

en el plano perpendicular al eje de los sondeos es inferior a tres.

Como resultado del ensayo se obtendrán las variaciones de los diámetros del sondeo

en tres direcciones que forman entre sí ángulos de 60º, y que se denominan δ1, δ2 y δ3

respectivamente. Para su análisis se seleccionará convenientemente unos ejes X - Y en el

plano perpendicular al eje del sondeo.

1.1.2.2.- FLAT- JACK (GATO PLANO)

El procedimiento es el siguiente: con una sierra radial se perfora una ranura en una

pared de roca, midiéndose la deformación producida entre unos puntos de medida

previamente fijados al terreno.



A continuación se introduce un gato plano en la ranura y se da presión hasta

equilibrar las deformaciones. La tensión de la roca en la dirección perpendicular a la ranura

coincidirá con la presión del gato.

Figura 3.- Ensayo Flat-Jack.

Este ensayo se suele efectuar en galerías de reconocimiento, en cuyo caso puede

realizarse con orientaciones diversas en el frente de los hastiales. Existe también la

posibilidad de llevarlo a cabo mediante una sonda especialmente concebida para este fin.



1.1.2.3.- FRACTURACIÓN HIDRÁULICA

Es una determinación indirecta y menos precisa que las anteriores, pero a cambio

puede realizarse a grandes profundidades mediante sondeos de forma fácil. Para ello se

debe cerrar o aislar un pequeño tramo del mismo, mediante “packers” (=aislantes

hidráulicos) y bombear agua en su interior. A medida que la presión del fluido va

aumentando, las tensiones de compresión iniciales que se producen en la pared del sondeo

van disminuyendo hasta alcanzar en algunos puntos tensiones negativas, esto es,

tracciones. Cuando estas alcanzan un valor igual al de la resistencia a tracción de la roca se

formará una primera fractura. En este preciso instante la presión del agua en la zona aislada

alcanzará un valor máximo que se denomina presión de iniciación de la fractura, o presión

crítica Pc.

Figura 4.- Ensayo de fracturación hidráulica. a) Equipo básico. B) Esquema de la

sonda de fracturación que incluye “packers”, cámara de inyección y transductor de presión.

Si se continúa bombeando agua la fractura tenderá a extenderse, por lo que el agua

tenderá a escaparse y la presión disminuye. Habrá un valor mínimo de presión para el que

la fractura se mantendrá abierta y por tanto se observará flujo permanente a través de la



misma, este valor mínimo que mantiene abierta la fractura es la llamada presión de cierre,

“shut-in-pressure” o Ps.

Para interpretar los resultados y obtener las tensiones iniciales es necesario

determinar la orientación de la fractura inducida. Para ello se utilizan sondas fotográficas o

de vídeo, pero el método más funcional es el uso de un “packers” de impresión con parafilm

en el que queda grabada la discontinuidad.

Mediante la aplicación de una serie de ecuaciones y del Principio de Terzaghi se

obtiene el valor de las presiones anteriores.

11..11..33..-- OTROS ENSAYOS IN –SITU

Existen otros ensayos in-situ que se emplean en ocasiones y que ofrecen una

información valiosa, pero que no se utilizan, salvo en ocasiones especiales, por su coste o

complejidad.

1.1.3.1.- ENSAYO DE PLACA DE CARGA

Se efectúa en el interior de una galería de reconocimiento excavada en el macizo

rocoso. Mediante unos gatos se ejerce una presión sobre las paredes de la galería

midiéndose las deformaciones con unos extensómetros. Del resultado puede deducirse el

módulo de elasticidad del terreno, que será tanto más representativo cuanto mayores sean

las dimensiones de la placa.

Figura 5 y Fotografía 1.- Ensayo de placa de carga.



11..11..33..22..-- ENSAYO DE CORTE IN-SITU

En una galería de reconocimiento se talla una probeta aislando un plano de

discontinuidad que se quiere ensayar. Se aplica una carga normal y otras transversal hasta

la rotura. Repitiendo el ensayo con distintas tensiones normales se deduce la cohesión y el

ángulo de rozamiento de la junta.

Figura 6.- Ensayo de corte in-situ.



1.2.- ENSAYOS DE LABORATORIO

A continuación se describen los ensayos de laboratorios típicos para determinar las

propiedades mecánicas de las rocas para el dimensionado de una explotación.

En concreto, los ensayos geomecánicos generalmente empleados para el diseño de

las explotaciones subterráneas de pizarra son los siguientes:

- Resistencia a compresión simple

- Resistencia a tracción ( ensayo brasileño)

- Ensayos triaxiales

- Densidad aparente.

Las probetas empleadas en los ensayos se suelen preparar a partir de los testigos de

los sondeos de investigación del yacimiento, aunque en determinados puntos específicos se

pueden efectuar sondeos con el único objeto de ensayar los testigos obtenidos.

1.2.1.- DETERMINACIÓN DE LA RESISTENCIA A COMPRESIÓN SIMPLE

El propósito de este ensayo es medir la resistencia a compresión de una probeta

cilíndrica de roca sometida a una carga axial.

Para realizar el ensayo, hay que disponer de una prensa de capacidad adecuada que

permita aplicar la carga sobre la probeta a velocidad constante hasta que se produzca la

rotura de la misma en un intervalo de tiempo entre 5 y 15 minutos; también la velocidad de

carga puede establecerse entre los límites de 0,5 a 1 MPa/s.

La probeta se coloca entre discos de la prensa, bien centrada. Se aplica una carga de

asentamiento equivale al 1% de la resistencia a compresión simple estimada. En este

momento, el reloj del indicador se pone a cero. Se fija la velocidad de aplicación de la carga,

dando comienzo la compresión, hasta que la muestra se rompe. Es muy conveniente hacer

un pequeño dibujo en el que venga esquematizada la forma de rotura.

La resistencia a compresión simple de una probeta se calcula de la siguiente forma:

donde:

P es la carga máxima a la que ha sido sometida la probeta durante el ensayo.

SPc /=σ



S es el área de la sección transversal de la probeta.

Fotografía 2.- Prensa empleada en el ensayo de resistencia a compresión.

1.2.2.- DETERMINACIÓN DEL MÓDULO DE ELASTICIDAD

Para realizar el ensayo hay que disponer de una prensa adecuada , con suficiente

capacidad para aplicar la carga axial a una velocidad constante.

La muestra se coloca centrada en la prensa sobre un disco inferior; el disco superior

se coloca sobre la probeta y se aplica una carga equivalente al 1% de la resistencia a

compresión simple estimada. A continuación se empieza a aplicar la carga; la primera

lectura de la formación se hace al llegar al 5% de la resistencia y las sucesivas lecturas se

hacen al 10, 15, 20, 25, 30, 40, 50 y 60% de la resistencia estimada. Acto seguido, de una

forma análoga, se procede a rebajar la carga aplicada siguiendo los mismos escalones

anteriores hasta la descarga total, aplicando nuevamente la carga, hasta alcanzar la rotura.

La resistencia a compresión uniaxial cσ se obtiene dividiendo la carga máxima a que

se ha sometido la muestra, por el área de la sección normal de la misma.

El módulo de Young (E) tiene el siguiente valor:



εσΔΔ

=E

donde:

σΔ es el incremento de tensión entre los dos puntos de la tangente

elegidos arbitrariamente.

εΔ es el incremento de deformación correspondiente.

Este método se emplea para detectar fisuras o microfisuras invisibles desde el

exterior de una roca, alteraciones internas a comprobar reforzamientos de Ia cohesión

conseguidos con ciertos tratamientos.

Figura 7.- Determinación del módulo de elasticidad.

1.2.3.- DETERMINACIÓN DEL COEFICIENTE DE POISSON

Para determinar el coeficiente de Poisson, se requiere por lo menos una banda

extensiométrica vertical y otra horizontal, para poder medir los desplazamientos

correspondientes durante el proceso de compresión.

El procedimiento a seguir en el ensayo es idéntico que en el caso de la determinación

del módulo de elasticidad de Young.



Una vez terminado el ensayo se trazan las curvas tensión-deformación axial y

tensión-deformación diametral.

En los puntos de ambas curvas tensión-deformación definidos por cσσ .5,0= se

trazan las tangentes. La pendiente de la tangente de la curva tensión-deformación axial,

define el módulo de Young.

El coeficiente de Poisson μ se define como el cociente entre ambos módulos

anteriores.

dEE

=μ

1.2.4.- ENSAYO DE RESISTENCIA A TRACCIÓN BRASILEÑO

Es un ensayo indirecto en el cual se somete a compresión diametral una probeta

cilíndrica de roca. Teóricamente, esta compresión genera una tracción uniaxial que forma un

ángulo recto con el diámetro sometido a compresión. El cilindro se romperá cuando la

tensión de tracción alcance el valor de la resistencia a la tracción de la roca.

Por consiguiente: Ld

WT⋅⋅

=π

2 donde;

W es la carga aplicada

D es el diámetro

L es la longitud del cilindro

T es la resistencia a tracción uniaxial



1.2.5.- ENSAYO COMPRESIÓN TRIAXIAL

Se define la compresión triaxial como la producida por la aplicación en tres

direcciones perpendiculares entre sí. El objeto de este ensayo es medir la resistencia de

probetas cilíndricas de roca en función de la presión de confinamiento.

Fotografía 3.- Célula triaxial.

Para la realización del ensayo se emplea una prensa rígida. La probeta se rodea de

una membrana impermeable, para evitar que el fluido de confinamiento penetre en la

probeta, y se introduce la célula de compresión triaxial que tiene dos placas de acero que se

colocan en los extremos de la probeta para que la carga de la prensa se aplique sobre la

probeta. La presión de confinamiento se suministra por medio de una bomba hidráulica.

Figura 8.- Compresión triaxial.



El procedimiento es el siguiente: Al principio se aumenta de forma simultánea la

carga axial y la presión de confinamiento hasta que ésta alcanza el nivel previamente

determinado. Al llegar a ese punto, y manteniendo la presión de confinamiento constante, se

aumenta la carga axial sobre la probeta de forma continua, y dentro de los mismos

intervalos de tiempo y velocidad utilizados en el ensayo de compresión simple.

Se pueden realizar 3 tipos de ensayo, esquematizados en las siguientes figuras:

- Tipo I: Ensayo Individual

- Tipo II: Ensayo de estado de rotura múltiple

- Tipo III: Ensayo de estado de rotura continua.

En general, el ensayo más utilizado es el individual donde la carga se aumenta hasta

la rotura, en ese momento se registra la carga axial máxima sobre la probeta y la

correspondiente presión de confinamiento.

Figuras 9, 10 y 11.- Ensayo individual, de estado de rotura múltiple y de rotura

continua.



1.2.6.- ENSAYO DE CARGA PUNTUAL

La finalidad de este ensayo es determinar las resistencia a compresión simple de la

roca de una forma simple, existiendo la posibilidad de realizarlo en campo.

En este ensayo se rompen trozos de testigo o rocas de forma irregular aplicando la

carga entre dos piezas cónicas de punta esférica. La roca se rompe por tracción.

El método es fiable para valores de compresión uniaxial comprendidos entre 30 y 100

Mpa.

Fotografía 4.- Ensayo de carga puntual.

En cada ensayo se coloca un trozo de roca entre las dos puntas cónicas , que se

aproximan hasta tocar el trozo de roca. Se anota en ese instante la distancia D entre las

puntas cónicas. A continuación se aumenta la carga hasta la rotura, registrándose la carga

última P.

Fotografía 5.- Aparato portátil para el ensayo de carga puntual.



La resistencia a compresión simple estimada será aproximadamente:

)50(24 sc I=σ en Mpa

donde = Índice de resistencia bajo carga puntual.

1.2.7.- ENSAYO DE POROSIDAD Y DENSIDAD

El procedimiento es el siguiente:

Se tornean tres probetas representativas del material en forma de cilindros rectos. El

tamaño mínimo de cada probeta debe ser tal que ésta pese por lo menos 50g.

El volumen del cilindro se calcula promediando varias medidas realizadas con el

calibre.

La muestra se satura mediante inmersión de agua en vacío de menos de 800 Pa

durante una hora, agitando periódicamente para quitar el aire atrapado.

A continuación se seca la superficie de la probeta, utilizando un trapo húmedo. En

este momento se determina el peso de la muestra saturada, Msat.

Después se seca la probeta a 105ºC y se refrigera durante 30 minutos en un secador,

determinando el peso de la muestra seca, Ms. Si la roca es friable, habrá que utilizar fundas

para que no se deshaga durante el ensayo.

w

ssatv

MMV

ρ−

= Volumen de poros

%100

VV

n v⋅= Porosidad

VM s

d =ρ Densidad de la roca seca, donde Wρ es la densidad del agua.

2/ DPIs =



1.2.8.- ENSAYO DE DURABILIDAD

La durabilidad de una roca se obtiene mediante un ensayo en el que se determina la

resistencia de la roca a la alteración y desintegración al estar sometida a dos ciclos

sucesivos de inmersión en agua y secado.

Para realizar el ensayo, se introduce la muestra en roca en un cilindro metálico cuya

superficie lateral es la rejilla de alambre, con una abertura de malla de 2 mm. El cilindro

tiene una longitud de 100 mm y un diámetro de 140 mm y debe estar preparado para

soportar temperaturas de 105 ºC durante 12 horas, sin sufrir deformación.

El cilindro se coloca en una cubeta, quedando una distancia de 40 mm entre la rejilla

lateral y la base de la cubeta; ésta se encuentra unida a una superficie fija.

Por otra parte, se necesita un horno que pueda alcanzar y mantener una temperatura

de 105ºC durante un período de 12 horas, con una variación máxima de la temperatura de

3ºC.

Para obtener el peso de las muestras de roca, se utiliza una balanza con una

precisión de medio gramo.

El procedimiento operativo es el siguiente: se seleccionan 10 trozos representativos

de roca, cuyo peso debe estar comprendido entre 40 y 60 gramos cada uno, hasta totalizar

de 450 a 550 g. El tamaño máximo de grano en los trozos seleccionados no debe exceder

de 3 mm.

Los trozos de roca que se van a ensayar tienen que ser de esquinas redondeadas,

sin angulosidades, para lo cual habrá que prepararlos con una muela si fuese necesario.

La muestra de roca que se introduce en el cilindro y se deja secar en el horno a una

temperatura de 105ºC durante un período de 2 a 6 horas. A continuación se obtiene el peso

A del cilindro con la muestra en su interior.



Figura 12 .- Esquema de la cubeta para el ensayo de durabilidad.

Después de esperar cierto tiempo hasta que se enfríe el cilindro, éste se introduce en

la cubeta y se vierte en ella agua a 20ºC hasta alcanzar un nivel de 20 mm del eje horizontal

del cilindro. Se hace girar el cilindro un total de 200 revoluciones durante 10 minutos.

Acto seguido se extrae el cilindro de la cubeta, se seca a 105ºC y se determina el

peso B del cilindro y de los trozos de roca que tiene en su interior.

Se repite el proceso de introducción del cilindro en la cubeta, se somete a un giro de

200 revoluciones, se seca y se pesa de nuevo, obteniéndose el valor de C del peso del

cilindro más la fracción de roca que ha quedado en su interior.

Por último, se vacía el cilindro, se limpia bien con un cepillo y se anota su peso D.

El resultado del ensayo se presenta mediante el “índice de durabilidad”, que es la

relación entre el peso final y el peso inicial de la muestra expresado en porcentaje.

Índice de durabilidad = 100 x (C - D) / (A - D)



1.2.9.- ENSAYO DE CORTE DIRECTO

Para realizar el ensayo se requiere una caja de corte compuesta por dos mitades,

siendo fija la mitad inferior mientras que la otra es móvil, según un plano horizontal. Entre

las dos partes de la caja y en sentido vertical, se coloca un aparato para medir los

desplazamientos verticales y análogamente se hace para medir los desplazamientos

horizontales. Los medidores de los desplazamientos deben tener una sensibilidad de 0,02

mm y el medidor horizontal debe permitir lecturas de hasta 25 mm de desplazamiento total.

También hay que disponer de una bomba hidráulica manual o de un sistema que puede ser

mecánico para aplicar la fuerza normal y otro dispositivo similar para aplicar la fuerza de

corte.

El procedimiento a seguir en el ensayo es el siguiente:

1.- La muestra que contiene la junta de fricción que se va a determinar, se talla al

tamaño conveniente para que encaje en el molde. Hay que colocar la probeta de forma tal

que el plano de discontinuidad coincida exactamente con el plano de corte.

2.- Se moldea la probeta de hormigón, cuando éste ha fraguado, se retira la muestra

del molde y se introduce en la caja de corte. Se coloca la mitad superior de la caja y se

aplica a continuación una carga normal pequeña para evitar movimientos de la probeta al

poner a cero los indicadores de desplazamiento.

3.- Se va aumentando la carga normal hasta llegar al valor previamente elegido. Esta

carga debe permanecer constante durante la aplicación de la tensión tangencial.

4.- Se aplica gradualmente la carga tangencial hasta alcanzar la resistencia de pico,

continuándose el ensayo hasta que se observa que bata con una carga inferior para

mantener el movimiento de corte; esta carga es la resistencia residual.



Figura 13.- Esquema de la caja empleada en el ensayo de corte directo.

5.- Si al llegar al desplazamiento máximo que permite la máquina, unos 25 mm, no se

ha alcanzado el valor de la resistencia residual de la junta, se suprime la tensión normal, se

coloca de nuevo la probeta en su posición primitiva y se realiza otra vez el ensayo, hasta

obtener la resistencia residual.



1.2.10.- OTROS ENSAYOS DE INTERÉS

1.2.10.1.- ESTUDIO PETROGRÁFICO

La Norma UNE 12-326, señala que sobre el yacimiento de origen se Ileve a cabo un

análisis petrográfico de los niveles explotados que incluya esquistosidad, composición

mineralógica, inclusiones metálicas y variaciones de composición.

Una buena caracterización petrográfica debe incluir una descripción macroscópica y

microscópica de la pizarra, y concluir con su clasificación, indicando el sistema o criterio

empleado y la metodología seguida haciendo referencia a las normas utilizadas.

Fotografías 6 y 7.- Aspecto de diferentes tipos de pizarra.

En la descripción macroscópica se debe indicar la estructura o conjunto de caracteres

observables a gran escala, las dimensiones de los cristales o granos que componen la roca,

la presencia de fisuras, el grado de alteración, etc.

La descripción microscópica debe incluir la textura o conjunto de caracteres

observables a pequeña escala los constituyentes, ya sean minerales, masa vítrea o restos

fósiles, la existencia de poros y microfracturas, etc.



1.2.10.2.- DETERMINACIÓN DEL PESO ESPECÍFICO APARENTE Y DE LA ABSORCIÓN DEL AGUA

Para pizarras, de acuerdo con la Norma UNE 12-326, se emplean cuatro placas o

losas representativas de una partida. El peso específico se obtiene a partir de la expresión:

Donde :

GS = Peso de la probeta seca

Gh = Peso de la probeta húmeda

Ga = Peso de la probeta húmeda sumergida en agua

Para la absorción de agua la norma señala la que se emplee la siguiente expresión:

Que mide el tanto por ciento en peso de agua absorbida en relación al volumen de las

probetas.

1.2.10.3.- DETERMINACIÓN DE LA RESISTENCIA A FLEXIÓN

Para placas y losas de pizarras ornamentales, Norma UNE 12-326, se emplean

cuatro piezas enteras como mínimo, secas o embebidas en agua, que sólo se podrán cortar

cuando sobresalgan lateralmente de los apoyos de Ia máquina de ensayo.

El dispositivo de flexión que se emplea es el que se esquematiza en la Fig. 14

empleando una separación entre apoyos de 200 mm o de 100 mm, dependiendo del tamaño

de las piezas. La velocidad de carga ha de ser de 10 N/s.

La expresión que da el resultado de la resistencia a flexión con probetas de 90 x 30 x

30 mm. es:

3( / )Sea

h a

GP g cmG G

=−

100(%)Absorciónah

sh

GGGG

−−

=



En la que W es la carga de rotura en N, L la distancia entre apoyos inferiores en cm, b

la anchura en cm de las caras sometidas al esfuerzo y h la altura de la probeta en cm.

Figura 14.- Dispositivo de flexión para placas de pizarra

243

1001)(

bhWLMPaR =

ANEXO Nº 3

MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN DE PIZARRA

ANEXO Nº 3.- MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN DE PIZARRAS

ÍNDICE

1.- MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN DE PIZARRAS ................................. 1

1.1.- COMPARACIÓN DE LOS MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN A CIELO

ABIERTO Y SUBTERRÁNEO...............................................................2

1.1.1.- SECUENCIA DE EXPLOTACIÓN A CIELO ABIERTO.........................2 1.1.1.1.- PARÁMETROS DEL DISEÑO DE UNA EXPLOTACIÓN A CIELO ABIERTO .......5

1.1.2.- SECUENCIA DE EXPLOTACIÓN SUBTERRÁNEA............................9 1.1.2.1.- MÉTODO DE EXPLOTACIÓN POR CÁMARAS Y PILARES..........................13 1.1.2.2.- CARACTERIZACIÓN GEOTÉCNICA DE LOS MACIZOS ROCOSOS ............15 1.1.2.3.- DETERMINACIÓN DEL ÍNDICE DE CALIDAD DEL MACIZO ROCOSO.

CLASIFICACIONES GEOMECÁNICAS DE BIENIAWSKI Y DE BARTON ........18 1.1.2.3.1.- Indice RMR de Bieniaski......................................................18 1.1.2.3.2.- Índice de calidad Q de Barton .............................................20

1.1.2.4.- CRITERIOS DE HOEK-BROWN Y MORH-COULOMB. OBTENDCIÓN DE

LA COHESIÓN C DEL MACIZO ROCOSO Y DEL ÁNGULO DE

ROZAMIENTO INTERNO ......................................................................27 1.1.2.4.1.- Determinación de los parámetros delcriterio de rotura

de Hoek-Brown ....................................................................27 1.1.3.- ETAPAS DEL DESARROLLO DE LA EXPLOTACIÓN A CIELO

ABIERTO..............................................................................32 1.1.3.1.- DESMONTE ......................................................................................32 1.1.3.2.- ARRANQUE ......................................................................................33 1.1.3.3.- CARGA Y TRANSPORTE .....................................................................38

1.1.4.- ETAPAS DEL DESARROLLO DE LA EXPLOTACIÓN

SUBTERRÁNEA .....................................................................40 1.1.4.1.- REALIZACIÓN DE ACCESOS................................................................40

1.1.4.1.1.- Infraestructuras de Interior...................................................41 1.1.4.1.2.- Infraestructuras de Exterior .................................................42

1.1.4.2.- LABORES DE PREPARACIÓN Y AVANCE DE LAS GALERÍAS

PRINCIPALES....................................................................................43

1.1.4.3.- SOSTENIMIENTO DE GALERÍAS Y CÁMARAS........................................44 1.1.4.3.1.- El Diseño del Sostenimiento................................................44 1.1.4.3.2.- Sostenimiento con Bulones .................................................47 1.1.4.3.3.- Sostenimiento con Hormigón Proyectado ..........................52 1.1.4.3.4.- Sostenimiento por Malla Electrosoldada .............................57

1.1.4.4.- PROCESO DE ARRANQUE, CARGA Y TRANSPORTE...............................57 1.1.4.4.1.- Proceso de arranque ...........................................................57 1.1.4.4.2.- Carga y transporte ...............................................................61

1.1.5.- INSTALACIONES AUXILIARES EN MINERÍA A CIELO ABIERTO........62 1.1.5.1.- SISTEMA DE CONTROL DEL DRENAJE SUPERFICIAL..............................62 1.1.5.2.- INSTALACIONES ELÉCTRICAS .............................................................63

1.1.6.- INSTALACIONES AUXILIARES EN MINERIA SUBTERRÁNEA...........64 1.1.6.1.- VENTILACIÓN....................................................................................64 1.1.6.2.- DESAGÜE.........................................................................................67

1.1.6.2.1.- Medidas preventivas............................................................68 1.1.6.3.- INSTALACIONES ELÉCTRICAS .............................................................68


ANEXO 3.- MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN DE PIZARRAS PÁGINA 1

11..-- MMÉÉTTOODDOOSS DDEE EEXXPPLLOOTTAACCIIÓÓNN DDEE PPIIZZAARRRRAASS ________________________ Una vez investigado un yacimiento, y constatada su viabilidad con los estudios

previos, se procederá a realizar un proyecto minero. Éste contendrá, entre otros capítulos, el

diseño de la explotación, la evaluación de las reservas explotables, la selección del método

minero y equipos de extracción a emplear, la planificación de las labores, etc.

Las etapas a seguir aparecen reflejadas en la siguiente figura:

Figura 1.- Secuencia seguida en la definición del método de explotación y selección

de maquinaria.

A la hora de seleccionar un método de explotación se analizarán todos los

condicionantes técnicos y económicos asociados a cada unos de ellos, con objeto de

determinar cual ofrece los mejores rendimientos. Algunos de los aspectos a evaluar son:

- Recuperación de pizarra.

- Ratio de explotación.

- Condicionantes geotécnicos.

- Condicionantes de explotación.

Características del

yacimiento Condiciones del entorno

Parámetros de la

explotación

MÉTODO MINERO

Sistema de explotación

Selección de equipos



1.1.- COMPARACIÓN DE LOS MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN A CIELO ABIERTO Y SUBTERRÁNEO

1.1.1.- SECUENCIA DE EXPLOTACIÓN A CIELO ABIERTO

Figura 2.- Secuencia de explotación de pizarra a cielo abierto.

Sondeo y Perforación Desmonte

Corte con hilo diamantado

Carga y transporte

Serrado de los bloques

Labrado

Corte en distintos formatos

Embalado y paletizado

Almacenamiento de los palets

Expedición

NAVE DE ELABORACIÓN

CANTERA



El diseño de una cantera de pizarra comienza una vez cubierta la fase de

investigación geológica, en la que obtendrá el modelo del yacimiento con todas sus

características litológicas y estructurales.

Tal como se ha mencionado anteriormente, para la localización del yacimiento de

pizarra se realizan sondeos con obtención de testigo. El fin de la testificación de las

muestras recogidas no es otro que determinar la calidad de las pizarras, la profundidad a la

que se encuentran las betas, así como identificar posibles materiales intermedios, estériles,

etc. y, en definitiva, permiten determinar la geometría del hueco final.

Fotografía 1.- Realización de sondeos.

Una vez localizado el yacimiento y la profundidad a la que se encuentra, se procederá

a realizar los trabajos de desmonte para retirar la tierra, escombros y material inservible

para dejar al descubierto la pizarra a extraer. Esta complicada labor requiere grandes

esfuerzos materiales y tecnológicos y, por supuesto, un gran esfuerzo económico ya que se

produce un gran movimiento de tierras.



Esta fase implica además, trabajos de acondicionamiento y acceso a la zona de

explotación.

Generalmente las canteras se encuentran ubicadas en terrenos con un relieve

montañoso, por lo que la explotación se lleva a cabo en media ladera con excavaciones

tridimensionales por banqueo. Otro tipo de canteras son aquellas que al estar emplazadas

en lo alto de algún promontorio natural conducen a la nivelación del terreno original, tanto

por la propia extracción como por el relleno de vaguadas con los estériles producidos.

Figura 3.- Perfil de una explotación a media ladera y con banqueo descendente.

En la mayoría de los casos la explotación se realiza mediante banqueo descendente,

en la que el banqueo se desarrolla desde las cotas más altas mediante profundización

vertical y avance horizontal de los bancos y plaza inferior, de acuerdo con la intersección

con la ladera natural del terreno. Sin embargo, pueden existir casos, en los que los avances

pueden ser diferentes dependiendo de la morfología del yacimiento y relieve del terreno.

Durante el proceso de desmonte y avance de la explotación se produce un volumen

de estériles muy grande. Esto es debido a que los aprovechamientos que se obtienen en

todo el proceso son muy bajos, ya que solamente del 30 al 40% de la roca que se ha

movido en cantera se transporta a la nave, mientras que el resto se deposita en la

escombrera. Además, del rachón en bruto obtenido en la cantera a la pizarra que se

comercializa, se desperdicia del 70 al 80%, esto supone un aprovechamiento normal o

medio de todo el proceso del 6 al 12%.



Los materiales estériles producidos en las canteras de pizarra durante el avance y el

desmonte suelen tener tamaños gruesos, que proceden directamente de la excavación o de

descartes en el proceso de elaboración. Tan solo ocasionalmente se presentan materiales

finos.

Los materiales estériles son depositados en escombreras mediante el método de

vertido libre. El diseño de las escombreras se realizará siguiendo criterios técnicos,

económicos y ambientales que aseguren la estabilidad de las mismas.

Figura 4.- Cálculo de estabilidad de una escombrera mediante el programa Stabl.

1.1.1.1.- PARÁMETROS DEL DISEÑO DE UNA EXPLOTACIÓN A CIELO ABIERTO

En el momento de proyectar una cantera a cielo abierto se deben tener en cuenta los

siguientes parámetros:

1.- Geométricos:

Son función de la estructura y morfología del yacimiento, pendiente del terreno, etc.

Los principales parámetros geométricos que configuran el diseño de una explotación

a cielo abierto son:

Banco, es el módulo o escalón comprendido entre dos niveles que constituyen la

rebanada que se explota, de estéril o roca útil, y que es objeto de excavación.



• Altura de banco, es la distancia vertical entre dos niveles, o lo que es

igual desde el pie del banco hasta la parte más alta o cabeza del

mismo. La altura del banco se establece a partir de las características

del yacimiento, de las técnicas de extracción empleadas, de la

geometría del hueco y de la secuencia de corte adoptada.

• Ancho de banco, se establece como anchura mínima de banco de

trabajo la suma de los espacios necesarios para el movimiento

simultáneo de la maquinaria que trabaja con ellos.

Talud de banco; es el ángulo delimitado entre la horizontal y la línea de máxima

pendiente dela cara del banco.

Talud de trabajo; es el ángulo determinado por los pies de los bancos entre los

cuales se encuentra alguno de los tajos o plataformas de trabajo.

Bermas; son aquellas plataformas horizontales existentes en los límites de la

explotación sobre los taludes finales, que coadyuvan a mejorar la estabilidad de un talud y

las condiciones de seguridad. El intervalo de las bermas y su anchura, así como el ángulo

de talud, se establecen por condicionantes geotécnicos y de seguridad y, en ocasiones, por

consideraciones operativas si se utilizan como pistas de transporte.

Figura 5.- Terminología empleada en una explotación a cielo abierto.



Accesos: Los movimientos de maquinaria y servicios de la cantera, así como la

extracción de los bloques comerciales se realizan a través de unas estructuras viarias

realizadas dentro de la explotación (pistas). También existen rampas que se utilizan

exclusivamente como acceso a los tajos de las máquinas que realizan el arranque, y a su

servicio esporádico. En relación a estos accesos, en su diseño hay que considerar, en

relación con las unidades de transporte que se utilicen, una serie de parámetros: firme,

pendiente, anchura de pista, curvas, visibilidad, convexidad o bombeo, etc.

Fotografía 2.- Extracción por banqueo descendente en una explotación de pizarra a

cielo abierto.

El límite horizontal de una cantera viene determinado por el fondo final de una

explotación, y los límites laterales por los taludes finales de la misma.

Los límites en profundidad de una cantera estarán condicionados, fundamentalmente,

por la geología del yacimiento y por aspectos económicos derivados de los costes de



extracción del estéril para un valor de la roca útil explotada. La definición de estos límites se

ve también influenciada por motivos de estabilidad de los taludes, por el empeoramiento de

las características geomecánicas del macizo al aumentar la profundidad y tensiones

producidas en la roca al crear el hueco, e incluso por las dimensiones mínimas del espacio

de trabajo que es necesario para las máquinas.

2.- Geotécnicos: Dependientes de los ángulos máximos estables de los taludes en

cada uno de los dominios estructurales en que se haya dividido el yacimiento.

3.- Operativos: Dimensiones necesarias para que la maquinaria empleada trabaje en

condiciones adecuadas de eficiencia y seguridad.

4.- Medioambientales: Aquellas que permiten ocultar el hueco o escombreras,

faciliten la restauración de los terrenos o la reducción de ciertos impactos ambientales.

Fotografía 3.- Material con destino a la escombrera.



1.1.2.- SECUENCIA DE EXPLOTACIÓN SUBTERRÁNEA

De los métodos existentes en la actualidad que se puedan aplicar a la pizarra, el que

mejores condiciones reúne es el método de cámaras y pilares corridos. Este es un método

barato que no necesita un excesivo sostenimiento artificial, con lo cual se consigue el

aprovechamiento de aquellas zonas subterráneas con unos costes aceptables.

La secuencia de explotación está condicionada por la geometría de las cámaras y su

distribución dentro del yacimiento, así como la orientación y buzamiento de los planos de

pizarrosidad, ya que estos facilitan el arranque de los bloques de pizarra.

Figura 6.- Ejemplo de distribución de cámaras e infraestructura de acceso.

Generalmente el sentido de avance en la extracción es de arriba hacia abajo, sin

embargo, en alguna ocasión se ha realizado en sentido contrario, como por ejemplo en las

explotaciones subterráneas de pizarra en Francia, en la región de Segré.



Para la explotación de las cámaras, es necesario en primer lugar, la ejecución de dos

galerías principales que avanzarán a través del macizo mediante voladura. Durante el

avance, se ejecutarán trabajos de sostenimiento de paredes y techos con pernos, cableado

y hormigón proyectado para evitar desprendimientos.

Partiendo de las galerías de avance, se abrirán galerías de acceso a la cámara que

accederán a la parte superior de esta.

Posteriormente, se profundizará la galería de acceso para alcanzar la cota del primer

banco de trabajo. La apertura del banco consistirá en la realización de un nicho en el frente

de la galería de acceso que disponga de un área suficientemente amplia para la ubicación

de los equipos de extracción. Una vez abierto este nicho, se procede a la ampliación del

frente hacia los laterales.

Figura 7.- Reprofundización de las galerías de acceso.

Una vez abierto el primer banco de trabajo, se avanzará en la dirección prevista y,

cuando se haya alcanzado el ancho de tajo, se procederá a la apertura del siguiente banco.

La reprofundización de la explotación consistirá, entonces, en la formación de

sucesivos bancos descendentes, hasta alcanzar el nivel inferior de capa de la pizarra.



Figura 8.- Esquema general de una cámara. Galería A: galería de inicio, a partir de la

cuál se irán formando sucesivos bancos de arranque y que posteriormente, será

reprofundizada. Galería B: Galería para facilitar el drenaje del agua existente en el

yacimiento, así como para facilitar la ventilación.



La comunicación entre bancos se realizará mediante rampas cuya pendiente no será

nunca superior al 20%.

Figura 9.- Ejemplo de bancos de extracción y rampas de acceso entre ellos.

La fase de plena explotación comenzará cuando estén abiertos todos los bancos y se

alcance el nivel inferior de la capa de pizarra, comunicando la explotación con el exterior por

su parte inferior.

El acceso a las labores de interior se proyectará a través de una plaza exterior desde

la que partirán las dos galerías de avance. Hasta esta plaza llegarán los accesos exteriores,

y en ella se ubicarán las instalaciones de ventilación y distribución eléctrica.

Para la extracción de pizarra se procederá dividiendo el macizo rocoso en bloques

paralelepipédicos mediante el empleo de máquinas de corte. Las caras libres de los bloques

de rachón van a estar condicionadas por lo planos generados en el corte y por los planos de

pizarrosidad, por lo que es conveniente buscar siempre que el arranque de la pizarra sea lo



más favorable posible a estos planos. Para ello se irán realizando sondeos según se avanza

la explotación.

Para la carga de la pizarra extraída en los equipos de transporte, se utilizarán

generalmente la misma maquinaria que a cielo abierto, lo cual permite abaratar costes en

los casos en los que ya existe una cantera a cielo abierto.

Figura 10.- Sección longitudinal de una cámara de explotación.

El material extraído de la mina es transportado hasta la nave de elaboración donde,

tras un proceso de preparación, se obtendrá un producto vendible.

En lo referente al estéril, durante la explotación de la primera cámara será necesario

ubicarlo en escombreras exteriores. Una vez avanzada la explotación, el estéril se podrá

emplear en el relleno de las cámaras.

1.1.2.1.- MÉTODO DE EXPLOTACIÓN POR CÁMARAS Y PILARES

El método de cámaras y pilares, consiste como su nombre indica, en la explotación

de una serie de cámaras de mineral y dejar de explotar de forma deliberada una serie de

áreas y/o volúmenes de mineral o roca (pilares) para conseguir el sostenimiento del

conjunto. Los pilares pueden ser de una sección más o menos rectangular o cuadrada.

Se puede utilizar, además, algún sistema artificial y adicional para sostener el hueco,

como es el empleo de bulones, cables o gunita para mantener el techo, aunque la mayoría

de las tensiones son soportadas por las propias columnas creadas en los huecos

producidos por la explotación. De este modo, se transfieren las tensiones a los pilares que

sostienen el techo de la explotación. Los pilares se trazan normalmente de techo a muro del

depósito mediante la creación de unas galerías paralelas entre sí.



No existe una recuperación total del yacimiento, y el porcentaje recuperado es

función, para unas condiciones determinadas, del correcto estudio geomecánico que

determine, con un margen razonable de seguridad, el ancho del pilar y la estabilidad del

conjunto.

Fotografía 4.- Cámara en explotación.

Como el personal y las máquinas deben trabajar bajo el techo de mineral se deben

verificar al máximo las condiciones geomecánicas para asegurar las condiciones de trabajo.

Se requieren unas condiciones intensas y sistemáticas de saneo de la superficie de trabajo.

La resistencia de los pilares depende de:

- Material del que están constituidos ( estéril, mineral ). Interesa la resistencia a

compresión del pilar, función del tamaño y forma del mismo.

- Discontinuidades geológicas que lo atraviesan ( fallas, estratificación, juntas).

La rotura del pilar tiene lugar cuando la resistencia a compresión del pilar es menor

que la tensión vertical media sobre el mismo.



Este método presenta numerosas ventajas, destacando entre ellas las siguientes:

- Altos grados de mecanización, generalmente es posible el empleo que la misma

maquinaria de cielo abierto.

- Extrema flexibilidad del laboreo, que se adapta a los cambios de potencia y de

calidades que surgen durante la explotación.

- Se puede controlar la ley, dejando pilares en estéril o mineral de menor ley.

- Es un método seguro, existiendo la posibilidad de aplicarlo en profundidad a

varios niveles simultáneamente.

- Elevada productividad.

- No existe subsidencia.

- Baja dilución.

Frente a las ventajas reseñadas, también hay que mencionar los siguientes

inconvenientes:

- Pérdida de material en los pilares.

- Necesidad de un mantenimiento de los techos de las cámaras en operación,

con incidencia en la seguridad y en el costo.

- Vida limitada de las labores debido a la convergencia de pilares y galerías

cuando el macizo rocoso no es de buena calidad y el nivel de tensiones es

elevado. En el caso de explotaciones relativamente superficiales cuando las

propiedades del terreno son suficientemente buenas, el fenómeno de la

convergencia no debe ocasionar inconvenientes reseñables.

Los movimientos de los terrenos suprayacentes a la explotación y su repercusión en

superficie pueden ser perjudiciales en algunas ocasiones.

1.1.2.2.- CARACTERIZACIÓN GEOTÉCNICA DE LOS MACIZOS ROCOSOS

Para acometer el diseño de una explotación subterránea es necesario un profundo

conocimiento previo de la geotecnia del macizo rocoso en cuestión.

Así pues, en el estudio de caracterización geotécnica de un macizo rocoso los

primeros datos pueden proceder de afloramientos que la mayor parte de los casos se

presentan discontinuos, recubiertos por depósitos edáficos o cuaternarios. Este hecho



impone a la investigación recomponer la estructura del macizo rocoso mediante técnicas de

cartografía geológica, que se basan en numerosas disciplinas geológicas.

Fotografía 5.- Afloramiento de pizarra.

Las medidas indirectas, básicamente debidas a técnicas geofísicas, suponen una

gran ayuda a pesar de que se trata de medidas de parámetros físicos, a lo largo del

subsuelo, que requieren de un gran esfuerzo riguroso de interpretación y, posterior, de

contraste de los datos obtenidos.

Por último, los datos procedentes de los sondeos mecánicos suponen una medida

puntual, muy localizada sin duda de inestimable valía. El número de sondeos, su

localización y profundidad se decide generalmente, a la vista de la información geológica

disponible y los resultados de la toma de datos en afloramientos.



Figura 11.- Modelización tridimensional de los datos obtenidos mediante tomografía

geofísica.

La metodología empleada para la caracterización geotécnica del terreno tiene como

punto de origen los ajustes de Morh-Coulomb y Hoek-Brown a partir de los ensayos de

laboratorio, con lo que se obtienen las propiedades de la roca intacta para cada uno de los

litotipos existentes. Se obtiene así la cohesión, fricción y parámetros mi a nivel de roca

intacta.

Una vez caracterizados los litotipos a nivel de roca intacta se evalúan las propiedades

del macizo rocoso empleando la clasificación de Bieniaswski, que proporciona el índice

RMR (Rock Mass Ratio) y que permite, minorar las propiedades de la roca intacta

obteniendo los parámetros m y s del criterio de rotura de Hoek-Brown para el macizo

rocoso.

Sin embargo, todavía la mayoría de los programas de cálculo utilizan el criterio de

Mohr-Coulomb, definido por la cohesión y la fricción, para el estudio de la plasticidad. Para

ello se han desarrollado las expresiones que permiten definir la cohesión y la fricción a partir

del m y del s, y siempre en función del estado tensional existente en el macizo rocoso a

excavar.



Para la obtención de los parámetros elásticos es preferible la realización de ensayos

presiométricos y dilatométricos in situ, que permiten no sólo conocer el módulo de

elasticidad, sino además correlacionar dicho módulo con los obtenidos en el laboratorio.

Esta relación es función de la calidad del macizo rocoso, ya que cuanto menor sea esta,

mayor será la diferencia entre uno y otro valor.

1.1.2.3.- DETERMINACIÓN DEL ÍNDICE DE CALIDAD DEL MACIZO ROCOSO. CLASIFICACIONES GEOMECÁNICAS DE BIENIAWSKI Y DE BARTON

1.1.2.3.1.- INDICE RMR DE BIENIASKI

El parámetro que define la clasificación es el denominado índice RMR (Rock Mass

Rating), que evalúa la calidad del macizo rocoso a partir de los siguientes parámetros:

1) Resistencia a compresión simple del material. Se puede evaluar a partir de los

resultados de los ensayos de compresión simple realizados sobre las probetas

cilíndricas de roca obtenidas de los sondeos.

2) RQD (Rock Quality Designation) . Este parámetro se obtiene a partir del

porcentaje de trozos de testigo mayors de 10 cm recuperado en un sondeo, esto

permite determinar el grado de fracturación del macizo rocoso.

3) Espaciado de las juntas.

4) Naturaleza de las juntas.

5) Evalúa la presencia de agua en el macizo rocoso.

6) Orientación de las juntas, considera el sentido más o menos favorable de la

orientación de las juntas respecto a los techos y parámetros de las cámaras.

Después de haber definido los seis parámetros de la clasificación de Bieniawski se

determina la categoría del macizo rocoso. Se parte de un denominado “valor primario” de

calidad que es la suma de los cinco primeros parámetros, cuyos valores se definen en la

Tabla A. Este valor primario se modifica en función del último parámetro descrito, es decir,

la orientación de las discontinuidades (Tabla B). Así se obtiene el RMR del macizo rocoso,

que se clasifica según la Tabla C. En la Tabla D, se muestran para túneles la orientación de

las diaclasas.



Parámetros de

Clasificación Escala de valores

Bajo carga

puntual > 10 MPa 4 – 10 MPa 2 – 4 MPa 1 – 2 MPa

Para estos valores es

preferible la resistencia a Resistencia de la roca

intacta A compresión

simple > 250 MPa 100 – 250MPa 50 – 100 Mpa 25 – 50 MPa

5 – 25

MPa

1 – 5

MPa

< 1

MPa

Valor 15 12 7 4 2 1 0

R.Q.D. 90 – 100 % 75 – 90 % 50 – 75 % 25 – 50 % 25%

Valor 20 17 13 8 3

Espaciado de las juntas > 2 m 0,6 – 2 m 200 – 600 m 60 – 200 mm < 60 mm

Valor 20 15 10 8 5

Condición de las juntas

Muy rugosas,

sin continuidad,

cerradas, roca

labios sanos

Ligeramente

rugosa

separación <

1mm, roca

labios

ligeramente

meteorizada

Ligeramente

rugosa

separación < 1

mm, roca labios

muy

meteorizada

Espejo o falla o

relleno de

espesor <

5mm, o juntas

abiertas 1 – 5

mm, juntas

continuas

Relleno blando de

espesor > 5mm, o juntas

abiertas > 5 mm, juntas

continuas

Valor 30 25 20 10 0

Flujo en cada 10 m

de túnel, o bien: Ninguno < 10 l/min 10 – 25 l/min 25/125 l/min > 125 l/min

Relación presión del

agua en la junta /

tensión principal

máxima

0 < 0,1 0,1 – 0,2 0,2 – 0,5 > 0,5

Condiciones

generales

Completamente

seco

Manchas de

humedad Muy húmedo Goteo Flujo de agua

Agua

Valor 15 10 7 4 0

Tabla A: Parámetros de Clasificación.

Orientación del rumbo

y buzamiento de las

discontinuidades

Muy

favorable Favorable Regular Desfavorable

Muy

desfavorable

Túneles y minas 0 -2 -5 -10 -12

Cimentaciones 0 -2 -7 -15 -25 Valores

Taludes 0 -5 -25 -50 -60

Tabla B: Corrección por orientación de las diaclasas.



Clase I II III IV V

Calidad Muy buena Buena Media Mala Muy Mala

Valoración RMR 100 - 81 81 - 61 60 - 41 40 - 21 <20

Tabla C: Clasificación.

Rumbo perpendicular al eje del túnel

Dirección según

buzamiento Dirección contra buzamiento

Rumbo paralelo al eje

del túnel

Buzamiento

45º - 90º

Buzamiento

20º - 45º

Buzamiento

45º - 90º

Buzamiento

20º - 45º

Buzamiento

45º - 90º

Buzamiento

20º - 45º

Buzamiento

0º - 20º ( Independiente del

rumbo)

Muy

favorable Favorable Regular Desfavorable

Muy

favorable Regular Desfavorable

Tabla D: Orientación de las diaclasas.

1.1.2.3.2.- ÍNDICE DE CALIDAD Q DE BARTON

En esta clasificación se catalogan los macizos rocosos según el denominado índice

de calidad Q, basado en los seis parámetros siguientes:

RQD: Rock Quality Designation

Jn: está relacionado con el número de familias de juntas

Jr: está relacionado con la rugosidad media de las juntas

Ja: tiene en cuenta el grado de meteorización de las juntas

Jw: considera la presencia de agua en el macizo rocoso a través de las juntas

SRF (Stress Reduction Factor): tiene en cuenta el estado tensional del macizo rocoso



Mediante los estos seis parámetros, se define la calidad del macizo rocoso de la

siguiente manera:

Donde:

El primer cociente RQD/Jn representa el tamaño de bloque, Jr/Ja equivale a la

resistencia al corte entre bloques y, Jw/SRF indica el estado tensional del macizo rocoso.

Con las siguientes tablas se evalúan estos parámetros:

JN DESCRIPCIÓN DEL DIACLASADO

0,5 – 1,0 Roca masiva. Juntas escasa o ausentes.

2 Una familia de diaclasas.

3 Una familia y algunas ocasionales.

4 Dos familias de diaclasas.

6 Dos familias y algunas juntas ocasionales.

9 Tres familias.

12 Tres familias y algunas ocasionales.

15 Cuatro o más familias; juntas ocasionales.

20 Rocas trituradas, terrosas.

En boquillas se utiliza 2Jn y en intersecciones de túneles 3Jn

Tabla de estimación del parámetro Jn, en función del número de familias de juntas.

SRFJw

JaJr

JnRQDQ ⋅⋅=



Contacto entre las dos caras de la junta mediante un desplazamiento cortante de

menos de 10 cm

Jr

Juntas discontinuas 4

Junta rugosa o irregular ondulada 3

Suave ondulada 2

Espejo de falla, ondulada 1,5

Rugosa o irregular, plana 1,5

Suave, plana 1

Espejo de falla, plana 0,5

No existe contacto entre las dos caras de la junta cuando ambas se desplazan lateralmente

Zona conteniendo minerales arcillosos, suficientemente

gruesa para impedir el contacto entre las dos caras de la

junta

1

Arenas, gravas o zona fallada suficientemente gruesa 1

Nota: Si el espaciado de la familia de juntas es mayor de 3 m hay que aumentar el Jr en una unidad.

Para juntas planas con espejo de falla provisto de lineaciones, si éstas están orientadas en la dirección de mínima

resistencia se puede usar Jr =0,5.

Tabla de estimación de Jr en función de la rugosidad de las discontinuidades.



DESCRIPCIÓN

Contacto entre las dos caras de la junta Ja φºr

Junta sellada dura, sin reblandecimiento, impermeable, p.ej. cuarzo, paredes

sanas.

0,75

Caras de la junta únicamente manchadas 1 25-30

Las caras de la junta están alteradas ligeramente y contienen minerales no

reblandecibles, partículas de arena, roca desintegrada libre de arcilla, etc.

2 25-30

Recubrimiento de limo o arena arcillosa, pequeña fracción arcollosa no

reblandecible

3 20-25

Recubrimiento de minerales arcillosos blandos o de baja fricción, p.ej.

caolinita, mica, clorita, talco y yeso, grafito, etc.; y pequeñas cantidades de

arcillas expansivas. Los recubrimientos son discontinuos con espesores

máximos de 1 ó 2 mm.

4 8-16

Contacto entre las dos caras de la junta con menos de 10 cm de

desplazamiento

Ja φºr

Partículas de arena, roca desintegrada libre de arcilla 4 25-30

Rellenos de minerales arcillosos no reblandecidos, fuertemente

sobreconsolidados. Los recubrimientos son continuos de menos de 5 mm de

espesor.

6 16-24

Sobreconsolidación media o baja, reblandecimiento; rellenos de minerales

arcillosos. Los recubrimientos son continuos de menos de 5 mm de espesor.

8 12-16

Rellenos de arcillas expansivas, p.ej.montmorillonita, de espesor continuo de 5

mm. El valor Ja depende del porcentaje de partículas del tamaño de la arcilla

expansiva.

8-12 6-12

No existe contacto entre las dos caras de la junta cuando ésta ha sufrido

un desplazamiento cortante

Ja φºr

Zonas o bandas de roca desintegrada o roca manchada y arcilla 6-12 6-24

Zonas blandas de arcilla limosa o arenosa con pequeña fracción de arcilla, sin

reblandecimiento

5 6-24

Milonitos arcillosos gruesos 10-20 6-24

Tabla de estimación del parámetro Ja, en función del grado de meteorización de las juntas.



Descripción Jw Presión agua

kg/cm2

Excavaciones secas o de fluencia poco importante, p.e. menos de 5l/min

localmente 1 <1

Fluencia o presión medias, ocasionalmente lavado de los rellenos de las

juntas 0,66 1-2,5

Fluencia grande opresión alta; considerable lavado de los rellenos de las

juntas 0,33* 2,5-10

Fluencia o presión de agua excepcionalmente altas al dar las pegas,

decayendo con el tiempo 0,1-0,2* >10

Fluencia o presión de agua excepcionalmente altas y continuas, sin

disminución 0,05-0,1* >10

Los valores presentados con el signo * son sólo valores estimativos. Si se instalan elementos de drenaje, hay que

aumentar Jw.

Los problemas causados por la formación de hielo no se consideran.

Tabla de estimación del parámetro Jw, en función de la presencia de agua en las

juntas.



DESCRIPCIÓN

Zonas débiles que intersecan la excavación y pueden causar caídas de bloques, según avanza la

misma. SRF

A Varias zonas débiles contendiendo arcilla o roca desintegrada químicamente, roca muy suelta

alrededor. Cualquier profundidad. 10

B Sólo una zona débil conteniendo arcilla o roca desintegrada químicamente. Profundidad de

excavación menor de 50 m. 5

C Sólo una zona débil contendiendo arcilla o roca desintegrada químicamente. Profundidad de

excavación menor de 50 m. 2,5

D Varias zones de fractura en roca competente ( libre de arcilla), roca suelta alrededor. Cualquier

profundidad. 7,5

E Sólo una zona fracturada en roca competente ( libre de arcilla). Profundidad de excavación menor

de 50 m. 5

F Sólo una zona fracturada en roca competente (libre de arcilla). Profundidad de excavación mayor

de 50 m. 2,5

G Juntas abiertas sueltas, muy fracturadas. Cualquier profundidad. 5

Rocas competentes, problemas de tensiones en rocas 1/σσ c 1/σσ t SRF

H Tensiones pequeñas cerca de la superficie > 200 > 13 2,5

J Tensiones medias 200 - 10 13 – 0,66 1,0

K Tensiones altas, estructura muy compacta (normalmente

favourable para la estabilidad, puede ser desfavorable pra

la estabilidad de los hastiales)

10 - 5 0,66 – 0,33 0,5 –

2,0

L Explosión de roca suave ( roca masiva) 5 – 2,5 0,33 – 0,16 5 - 10

M Explosión de roca fuerte ( roca masiva) < 2,5 < 0,16 10 - 20

cσ y tσ son las resistencias a compresión y tracción, respectivamente, de la roca; 1σ es la tensión principal

máxima que actúa sobre la roca.

Roca fluyente, flujo plástico de roca incompetente bajo la fluencia de altas presiones litostáticas SRF

N Presión de flujo suave 5 - 10

O Presión de flujo intensa 10 - 20

Roca fluyente, flujo plástico de roca incompetente bajo la fluencia de altas presiones litostáticas SRF



P Presión de expansión suave 5 - 10

R Presión de expansión intensa 10 - 20

Observaciones al S.R.F.

- Reducir los valores del SRF en un 25-50% si las razones de rotura sólo influyen pero no intersectan

a la excavación.

- En los casos en que la profundidad de la clave del túnel sea inferior a la anchura del mismo, se

sugiere aumentar el SRF de 2,5 a 5 (ver H)

- Para campos de tensiones muy anisotropos ( si se miden) cuando 3/5 31 ≤≤ σσ reducir cσ

y tσ a cσ8,0 y tσ8,0 . Cuando 10/ 31 >σσ reducir cσ y tσ a cσ2,0 y tσ6,0 .

1σ y 3σ son las tensiones principales máxima y mínima

cσ y tσ son las resistencias a compresión y tracción de la roca

Tabla de estimación del parámetro S.R.F., en función del nivel tensional al que esté

sometida la excavación a estudiar.

Existen diversas correlaciones entre el índice de calidad RMR de Bieniawski y el

índice Q de Barton. Una de las más utilizadas es la siguiente:

RMR = 9x Ln Q + 44



1.1.2.4.- CRITERIOS DE HOEK-BROWN Y MORH-COULOMB. OBTENDCIÓN DE LA COHESIÓN C DEL MACIZO ROCOSO Y DEL ÁNGULO DE ROZAMIENTO INTERNO

1.1.2.4.1.- DETERMINACIÓN DE LOS PARÁMETROS DELCRITERIO DE ROTURA

DE HOEK-BROWN

El criterio de rotura de Hoek-Brown constituye una herramienta fundamental en el

diseño de excavaciones subterráneas. Deriva de los resultados obtenidos a partir de

estudios de Hoek y Brown sobre rotura de roca sana y comportamiento de roca diaclasada.

Desde que en 1.980 Hoek y Brown publicasen su criterio de rotura, fueron introduciendo

cambios en su desarrollo, a medida que comprobaban sus resultados prácticos.

El criterio de rotura de Hoek-Brown viene dado por la siguiente expresión:

5.0

331

´´´ ⎟⎟⎠

⎞⎜⎜⎝

⎛++= sm

cici σ

σσσσ

donde:

´1σ y ´3σ son los esfuerzos principales mayor y menor respectivamente, m y s son

los las constantes del material ( s = 1 para roca intacta); ciσ es la resistencia a compresión

uniaxial del material intacto.

Bray desarrolló una relación entre esta ecuación en tensiones principales y las

tensiones normales y tangenciales. Se relaciona entonces, el criterio de Hoek-Brown con las

tensiones normales y tangenciales representadas por los círculos de Mohr. Por otra parte,

se llegó a la conclusión de que la clasificación RMR de Bieniawski no resulta la más

adecuada en el análisis del comportamiento geomecánico, sobre todo para macizos rocosos

muy alterados. Por ello, Hoek introdujo un nuevo indicador en su modelo, un RMR

modificado, que no tiene en cuenta la dirección de las juntas, y que se conoce como GSI

(Geological Strength Index).



Figura 12.- Criterio de rotura de Hoek-Brown.

Todas las modificaciones aplicadas al criterio de Hoek-Brown original fueron

recogidas en una publicación del año 2.002, llevada a cabo por Evert Hoek, Carlos

Carranza-Torres y Brent Corkum.

El procedimiento de análisis recogido en dicha publicación utiliza los siguientes datos

de partida:

- La resistencia compresión simple de la roca.

- La caracterización GSI del macizo rocoso.

- La caracterización de la litología existente (mi)

- Un factor que parametriza la alteración de la excavación (D).



EXCAVACIÓN DESCRIPCIÓN DEL MACIZO ROCOSO

VALOR D

Voladura con excelente control o

excavación mecánica con TBM con

una perturbación mínima del macizo

rocoso que rodea al túnel

D = 0

Excavación mecánica o manual en

macizos rocosos de mala calidad

con una perturbación mínima del

macizo rocoso que rodea al túnel

D = 0

Problemas de “squeezing” o flujo de

roca que den lugar a la elevación de

la solera. Si se coloca un

sostenimiento temporal de la misma

se utiliza el D del caso anterior.

D = 5

TÚNELES Y EXCAVACIONES

SUBTERRÁNEAS

Voladuras poco cuidadosas en

macizos rocosos duros, que den

lugar a daños en el macizo que se

extienden entre 2 m y 3 m hacia su

interior.

D = 0,8

Tabla de valores del parámetro D por voladuras.

En base al criterio de Hoek-Brown y a estos cuatro parámetros, se obtiene los

indicadores característicos del macizo rocoso (m y s), así como los módulos de

deformación. A continuación se emplea el criterio de rotura de Mohr-Coulomb para

determinar el ángulo de fricción y la fuerza de cohesión. Finalmente, a partir del estos

últimos, y con el cálculo de fuerzas tangenciales y normales en el entorno de la excavación

se puede determinar el radio de rotura.

Así pues, el criterio de Hoek- Brown generalizado ( actualización del 2.002) se

expresa de la siguiente forma:

5.0

331

´´´ ⎟⎟⎠

⎞⎜⎜⎝

⎛++= sm

cibci σσσσσ



donde bm es un valor reducido de la constante del material mi y está dado por:

s y a son constantes del macizo rocoso dadas por las siguientes relaciones:

La resistencia a compresión uniaxial se obtiene haciendo ´3σ = 0, obteniendo así:

y siendo la resistencia a tracción se obtiene igualando ´1σ = ´3σ = tσ

Para estimarlos módulos de deformación del macizo rocoso se utiliza la siguiente

ecuación (según Hoek, 2002):

Cuando MPaci 100≤σ :

Cuando MPaci 100>σ :

donde ciσ es la resistencia a compresión simple del macizo rocoso intacto.

⎟⎠⎞

⎜⎝⎛

−−

=D

mm ib 1428100GSIexp

⎟⎠⎞

⎜⎝⎛

−−

=D

s39100GSIexp

( )3/2015/

61

21 −− −+= eea GSI

acic s⋅= σσ

b

cit m

sσσ −=

4010

101002

1)(−

⎥⎦⎤

⎢⎣⎡ −=

GSIci

mDGPaE σ

4010

102

1)(−

⎥⎦⎤

⎢⎣⎡ −=

GSI

mDGPaE



Tanto los parámetros del criterio de rotura de Mohr-Coulomb como los del criterio de

Hoek-brown se utilizan como datos de entrada en modelos numéricos

tensodeformacionales, como por ejemplo el FLAC. Estos modelos se emplean para

determinar el nivel tensional en los pilares y techos, deformaciones y zonas plastificadas, es

decir, áreas en las que las tensiones han superado a la tensión máxima admisible definida

por el criterio de rotura que se haya utilizado.

1.1.2.4.1.1 Obtención de los parámetros de cohesión y ángulo de rozamiento interno del criterio de Morh-Coulomb a partir de los valores de los parámetros del criterio de rotura de Hoek-Brown.

Las ecuaciones para el ángulo de fricción y la cohesión para un determinado macizo

rocoso se obtienen de ajustar la relación lineal media a la curva generada a partir de la

ecuación de Hoek para un intervalo de esfuerzo principal menor definido por:

mazt 33 ´σσσ << . El proceso de ajuste supone equilibrar las áreas por encima y por debajo

de la curva de Mohr-Coulomb. Así pues:

Figura 13.- Obtención de la recta de Morh-Coulomb.



siendo cimáxn σσσ /´´ 33 = .

El valor de máx3σ para túneles se obtiene de la ecuación: 94.0

3 ´47.0´

´−

⎟⎟⎠

⎞⎜⎜⎝

⎛⋅

=Hcm

cm

máx

γσ

σσ

Donde cm´σ es la resistencia del macizo rocoso global que se obtiene de la

aplicación de la siguiente fórmula:

1.1.3.- ETAPAS DEL DESARROLLO DE LA EXPLOTACIÓN A CIELO ABIERTO

1.1.3.1.- DESMONTE

Para definir espacialmente los límites de una cantera donde existe una capa de

pizarra explotable bajo un recubrimiento de estéril variable, puede utilizarse para el diseño

las siguientes relaciones de estéril / mineral:

A. Ratio límite económico: es la relación máxima de estéril a roca útil hasta

que pueda extraerse una tonelada o metro cúbico de ésta, manteniendo un

beneficio mínimo previamente fijado.

B. Ratio medio económico: es la relación global entre todo el volumen de

estéril y todo el tonelaje o volumen de roca útil que es extraído con un

beneficio medio por unidad de ésta.

Empleando estos parámetro se puede diseñar un hueco final con un aprovechamiento

más racional de los recursos disponibles.

⎥⎦

⎤⎢⎣

⎡++++

+⋅= −

−−

13

131

)´(6)2)(1(2)´(6sin´ a

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El desmonte se suele realizar empleando explosivos y, el material resultante se

traslada a las escombreras mediante volquetes, donde será depositado.

En cuanto a la existencia de los suelos, estos deben ser conservados para su

posterior utilización en la restauración de los terrenos una vez finalizada la explotación.

1.1.3.2.- ARRANQUE

Una vez descubiertos los niveles de pizarra explotable, el material se corta con una

herramienta de corte para seguir con el avance.

La máquina de corte con hilo diamantado es uno de los medios más recientemente

incorporados para la extracción de pizarra dado el buen aprovechamiento de la roca que se

extrae y los cortes limpios que realiza, generándose bloques muy geométricos. Además no

produce daño alguno al macizo rocoso y desciende la generación de estériles. El empleo de

esta técnica de corte permite obtener bloques muy grandes de material, de varias toneladas

de peso, que además de ser muy regulares, se adapta perfectamente al resto del proceso

productivo.

La función básica del hilo diamantado, es la realización de cortes verticales para la

independización de un gran bloque del macizo rocoso.

Fotografía 6.- Equipo eléctrico de corte con hilo diamantado para cantera.



El equipo de corte consta de un bastidor sobre el que va montado un grupo motor que

actúa sobre la polea conductora del cable y, un conjunto guiador compuesto por dos carriles

o vías sobre los que se desliza o mueve el sistema de accionamiento. Además, lleva

incorporados unos sistemas automáticos de control electrónicos de arranque, velocidad y

tensión del cable, de paradas por rotura o final de carrera, etc.

El equipo tiene accionamiento eléctrico y su potencia puede ser del orden de 50 Kw.

La tensión de alimentación suele ser de 380 V de corriente trifásica.

El hilo diamantado consiste en un cable trenzado de acero inoxidable de unos 5 mm

de diámetro que lleva engarzados, a modo de cuentas de rosario, unos insertos

diamantados de forma cilíndrica denominados perlinas, con un diámetro de 10 u 11 mm.

Estos elementos pueden ser colocados de diferentes formas en función de su

aplicación: separados por muelles, con goma o con plástico inyectado.

Fotografía 7.- Hilo diamantado.

Las perlinas se fabrican con dos sistemas distintos: por electrodeposición y por

sinterización o concreción. Las primeras son más antiguas y son adecuadas para el corte de

rocas blandas y, sobre todo, para pequeños cortes y el escuadrado de bloques. Las

segundas han sido concebidas para cortar cualquier tipo de roca, incluidas las más duras y

abrasivas, y para mejorar la vida útil de los hilos.



Las características básicas de un cable diamantado son las siguientes:

- diámetro del cable guía : 5mm

- diámetro del inserto diamantado : 10mm

- longitud del inserto diamantado : 8.5mm

- longitud del útil diamantado : 6mm

- separación entre insertos : 30mm

- Nº de insertos por ml : 33.4

Los rendimientos horarios de corte y vida del cable son función de las características

de la roca. En principio, la velocidad de corte de los hilos con perlinas electrolíticas puede

ser en principio superior a la que se constituye con los hilos de concreción, pero disminuye

paulatinamente con el uso llegando a ser inferior a éstos. Por el contrario, la velocidad de

los hilos de concreción se mantiene prácticamente constante durante toda la vida útil, que

suele ser el doble de la de los otros hilos.

Las velocidades lineales de cable se encuentran en la gama de 0-40 m/s, para unas

longitudes normales en operación inferiores a 60 m.

Como ya se ha comentado, con este método se obtienen bloques de material muy

uniforme con lo que el aprovechamiento de material es muy elevado y desciende la

generación de estériles con el consiguiente ahorro en el transporte. Además los frentes

quedan saneados y regulares, con caras lisas, lo cual contribuye a aumentar el grado de

seguridad en las explotaciones.

Este método de corte posee una mayor capacidad de serrado que las cortadoras de

disco y de brazo, permitiendo, si se ha programado adecuadamente, abastecer por si mismo

la demanda de producción de las naves de elaboración.

El proceso operativo es el siguiente:

La apertura de un banco de explotación cuando existe un talud lateral se inicia en uno

de sus extremos practicando una trinchera que precisará dos planos perpendiculares al

frente cortados con hilo diamantado, mientras que el corte paralelo al frente e incluso el de



levante se pueden efectuar mediante perforación y voladura, para conseguir el

desprendimiento de ese bloque del macizo.

Los barrenos verticales necesarios para el paso del hilo diamantado se hacen,

generalmente, con equipos rotopercutivos hidráulicos. Los taladros horizontales se suelen

realizar con equipos guiados por una deslizadera especial y tuberías o varillaje de conexión

para longitudes de hasta 10m.

Figura 14.- Esquemas de corte con hilo diamantado.



Las dificultades de que coincidan entre sí los barrenos es directamente proporcional a

la longitud de los mismos y función de la técnica de perforación empleada.

Otra posibilidad de apertura de la trinchera consiste en el arranque de un bloque con

forma de prisma triangular. En este caso unos de los cortes verticales no puede ser

perpendicular al frente. Se procede practicando un taladro vertical y a continuación dos

barrenos horizontales al nivel el piso del banco y concurrentes con el vertical.

Una vez realizados los cortes verticales se lleva a cabo el horizontal. Éste presenta

algunas dificultades iniciales, debido al hecho de tener un vértice con ángulo agudo, que el

cable diamantado tiene que ir matando hasta alcanzar un ratio de curvatura aceptable para

el deslizamiento.

La ventaja de esta técnica estriba en que sólo hay que practicar tres cortes, y no

existe el riesgo de dañar a la roca al suprimirse el empleo de explosivos.

Una vez abierta la trinchera por el primer método descrito, con una anchura que suele

oscilar entre 2 y 2,5m, se coloca en el fondo de la misma la perforadora horizontal y se

practica un barreno comunicante con otro vertical para configurar la cara posterior del primer

bloque a extraer, paralela al frente del banco.

El corte se realiza con la máquina situada en la plataforma superior del banco,

utilizando poleas de reenvío situadas cerca del barreno vertical, y que se quitarán cuando

casi esté terminado el corte.

A continuación, y una vez efectuado el correspondiente barreno horizontal, se situará

la máquina en el nivel inferior para realizar el corte en el sentido perpendicular al frente.

Una vez realizados los cortes verticales y horizontales se está en disposición de

arrancar el bloque.

Es recomendable recordar que la máquina debe estar trabajando en un lugar bien

iluminado para observar como se realiza el corte y los raíles deben estar colocados con

cuidado sobre una superficie segura y uniforme para evitar hundimientos y asegurar la total

estabilidad de la máquina. Los raíles no deben superar un ángulo de inclinación longitudinal

del 15% y el transversal del 5%.



Para el funcionamiento de la máquina se necesita una toma de corriente eléctrica

para mover los motores de giro del hilo diamantado y producir la traslación de la máquina.

Además será imprescindible una toma de agua para la refrigeración del hilo

Además del corte con hilo diamantado, para la extracción se pueden emplear otras

máquinas de corte tales como la sierra de disco, cortadoras de brazo o espadas, etc. Sin

embargo, dado los buenos resultados que ofrece, el más empleado actualmente es el de

corte con hilo diamantado.

1.1.3.3.- CARGA Y TRANSPORTE

Para el movimiento y carga de los bloques de pizarra se emplea maquinaria diesel,

principalmente palas de ruedas, que ofrecen las siguientes ventajas frente a otro tipo de

maquinaria como por ejemplo las palas de cadenas:

- El consumo de gasoil es menor para un mismo ratio de potencia debido

a la menor superficie de contacto entre la pala de ruedas y el suelo.

- Operan con buen rendimiento en pendientes relativamente suaves.

- Su multifuncionalidad es evidente debido a la amplia gama de

implementos que pueden acoplársele, lo que hace que pueda ser

destinada a otros servicios ocasionales.

- La pala de ruedas puede desarrollar una velocidad de transporte mayor

que la de cadenas.

Fotografías 8 y 9.- Maquinaria empleada para carga y transporte en cielo abierto.



La carga y transporte de la pizarra cierra el proceso de extracción de material y da

paso al proceso de transformación. Las rocas son trasladadas en camiones hasta las

plantas de elaboración. Una vez descargado, el material es sometido a un proceso de

elaboración hasta obtener el producto con características comerciales.

Las naves suelen estar situadas a varios kilómetros de las explotaciones debido a

que las canteras se encuentran en zonas de difícil acceso y las naves de elaboración en

zonas más practicables y con mejor acceso a las vías de comunicación.

Fotografías 10 y 11.- Proceso de transformación de la pizarra.

También se encuadran en esta fase los trabajos de transporte de los escombros y

estériles producidos durante la explotación y elaboración a las escombreras.

La deposición de los estériles en la escombrera se suele realizar por medio del

método de vertido libre. El procedimiento de vertido se realiza generalmente con volquetes,

pudiendo ser auxiliados por palas o tractores para el extendido y empuje de los materiales

en condiciones más seguras.



Fotografía 12.- Pizarra comercial

Con esta fase concluyen los trabajos de extracción considerándose las siguientes

etapas como trabajos de elaboración.

1.1.4.- ETAPAS DEL DESARROLLO DE LA EXPLOTACIÓN SUBTERRÁNEA

1.1.4.1.- REALIZACIÓN DE ACCESOS

Para facilitar el acceso a las cámaras se proyectarán una serie de infraestructuras

necesarias para el desarrollo de los trabajos:

- Infraestructuras de interior, entre las que se encuentran, galerías de avance,

galerías de acceso y rampas.

- Infraestructuras de exterior, básicamente consisten en pistas de acceso y plaza

exterior.



Todas las labores mineras estarán condicionadas por la morfología y distribución de

las cámaras, las cuales, a su vez están condicionadas por la morfología de la capa de la

pizarra a explotar.

1.1.4.1.1.- INFRAESTRUCTURAS DE INTERIOR

Las primeras labores de interior a realizar serán las galerías principales.

Conviene buscar la disposición espacial más adecuada para las galerías, teniendo en

cuenta factores tanto de índole económica, seguridad, tiempo de ejecución. etc. Se evitarán

pendientes de galerías superiores al 15%.

Generalmente se proyectarán galerías de sección cuadrada con bóveda semicircular,

y con unas dimensiones adecuadas al tránsito de la maquinaria más voluminosa que se

prevé emplear en las labores de explotación.

Fotografía 13.- Detalle de una cámara de explotación.



Para el acceso a las cámaras desde las galerías principales, se programarán galerías

de acceso que desembocarán en la cabeza de la cámara, y que posteriormente se irán

profundizando en las diversas fases de la explotación.

Por último será necesario plantear el diseño de rampas de acceso entre los diferentes

bancos de trabajo.

1.1.4.1.2.- INFRAESTRUCTURAS DE EXTERIOR

El acceso a las labores de interior se hará a través de una plaza exterior. En ella se

ubicarán las instalaciones de ventilación, así como la distribución eléctrica.

Fotografía 14.- Instalación de ventilación en el interior de una galería.

La plaza exterior se puede realizar mediante relleno procedente de la explotación a

cielo abierto. Tiene que contar con un área suficiente para garantizar la eficiencia y

maniobrabilidad de las operaciones.



Para el acceso a la plaza exterior se planificarán pistas exteriores. Se diseñarán

teniendo en cuenta que la pendiente sea adecuada para el tránsito de la maquinaria de

transporte de la mina.

1.1.4.2.- LABORES DE PREPARACIÓN Y AVANCE DE LAS GALERÍAS PRINCIPALES

1. Perforación y voladura

Perforación de los barrenos de avance de las galerías principales, a techo de la capa

mediante perforación y posterior voladura de la pega. Una vez calada la cámara, se procede

al ensanche de la misma.

La voladura consistirá en la realización de un cuele, generalmente de cuatro

secciones, para la apertura del hueco inicial de la galería, y la realización de una malla de

tiros de destroza con rotura progresiva hacia el hueco creado por el cuele.

Figura 15.- Zonas de una voladura en galería.

2. Saneo

Desescombro del estéril y saneo de la labor, únicamente hay un frente por el que sale

el material de escombro.

Para el saneo se suelen utilizar palas con un martillo en punta que ayuda al

desprendimiento de materiales de hastiales y techo.



La secuencia seguida consiste en sanear en primer lugar el techo o la bóveda de la

galería aprovechando la longitud del brazo de la máquina, y de esta manera evitar que las

rocas sueltas por la voladura caigan encima de la cabina del operador. Posteriormente se

procede a sanear los hastiales mediante la misma técnica.

De esta forma cuando la máquina se desplaza hasta la siguiente zona volada se

estará trabajando siempre debajo de una zona perfectamente saneada para evitar

accidentes.

Una vez que el techo está completamente saneado y libre de bloques que se

pudiesen desprender, se procede al desescombro, que será realizado mediante palas

cargadoras.

3. Sostenimiento

Perforación de los barrenos de sostenimiento. Instalación del sostenimiento.

Gunitado de techos y hastiales, creando un revestimiento artificial y adicional al

creado con los bulones y cables.

1.1.4.3.- SOSTENIMIENTO DE GALERÍAS Y CÁMARAS

1.1.4.3.1.- EL DISEÑO DEL SOSTENIMIENTO

El objetivo del empleo del sostenimiento será mantener la estabilidad geomecánica

en galerías y cámaras, así como garantizar unas condiciones de trabajo óptimas en todas

las operaciones de explotación. Para ello, en base a los estudios geotécnicos previos, se

calculará el sostenimiento.

Teniendo en cuenta la disposición de la capa de pizarra en el terreno, así como su

potencia, se debe decidir en primer lugar la situación y dimensiones de las galerías y

cámaras para un mayor aprovechamiento del material a beneficiar.

Para el análisis del sostenimiento se empleará la clasificación de BARTON que se

apoya en el índice de calidad Q y en la dimensión equivalente. El índice de calidad Q del

macizo rocoso o índice de Barton, se puede obtener a partir de la correlación existente entre

éste y el y el índice RMR de Bieniawski, o también de forma directa.

La dimensión equivalente viene definida como:

( )

( . . )eDimensión de la excavación diámetro o altura en metrosD

Tipo de excavación E S R=



De lo anterior se deducen las dimensiones equivalentes para la bóveda y los hastiales.

Con los valores de la dimensión equivalente (De) y el valor de Q para la pizarra,

BARTON define en unas tablas el sostenimiento que se recomienda utilizar en cada caso.

Por otra parte, también es posible calcular el radio de plastificación, empleando para

ello el criterio de Mohr-Coulomb.

1.1.4.3.1.1 Dimensionamiento de las Cámaras

El diseño del sostenimiento se puede realizar de forma analítica o con un modelo

numérico. Los métodos numéricos se basan en la resolución numérica de las ecuaciones

diferenciales que rigen el comportamiento mecánico de los materiales.

El modelo empírico está basado en la Teoría del Área atribuida, la cual proporciona

una primera aproximación del ancho de cámaras en función de un ancho del pilar central

para una altura prefijada.

Obtenidos los anchos aproximados se llevarán a un modelo de elementos finitos, el

cual proporcionará el estado tensional de la roca circundante a las cámaras y el del pilar

central, permitiendo una optimización en el diseño.

Uno de los modelos numéricos más utilizados para este fin es el análisis mediante el

Programa FLAC, de diferencias finitas de dos dimensiones. Este modelo considera el

macizo rocoso como un continuo y determina las tensiones y deformaciones tanto en el

macizo rocoso como en el sostenimiento. Se puede simular cualquier geometría de galería.

Puesto que el FLAC es un código bidimensional, la primera hipótesis que se hace es

suponer que no existen deformaciones perpendiculares al plano de trabajo, esto equivale a

decir que no existirán los efectos de borde en el frente, lo cual se cumple en el caso de

explotaciones por cámaras y pilares.

Para realizar una primera aproximación a cualquier problema, se estudia en primer

lugar la geometría tanto de la explotación como de los diferentes materiales que se

presenten en la realidad. Los aspectos básicos referentes a la modelización se refieren a la

selección del dominio y de las condiciones de contorno e iniciales que se utilizarán:

- Geometría: estudios geológicos.



- Dominio: selección de un dominio de la explotación.

- Condiciones de contorno.

- Condiciones iniciales: campo natural de tensiones

- Estimación de los parámetros de deformabilidad de la pizarra: para introducir un

modelo de comportamiento del material en el FLAC, son necesarios los valores

de módulo elástico, coeficiente de Poisson, densidad, cohesión, fricción y

resistencia a tracción inicial y post-rotura del material y cohesión, fricción y

resistencia a la tracción inicial y residual de las juntas.

- Estimación de los parámetros de resistencia a la rotura de la pizarra: partiendo de

valores de laboratorio.

- Parámetros geomecánicos de la capa de techo y de la capa de muro.

Una vez indicadas las condiciones iniciales y de contorno, y habiéndose estimado los

parámetros de comportamiento de los macizos rocosos, se procede a realizar la simulación

numérica con el código FLAC.

Con este programa pueden realizarse por ejemplo, dos tipos de simulaciones: una

primera simulación elástica y otra simulación elastoplástica.

En la simulación elástica el programa supone que todos los materiales se comportan

elásticamente al realizar los cálculos. Tras la excavación de las cámaras se analizará el

nuevo equilibrio elástico alcanzado.

Por otro lado, en la simulación elastoplástica, el programa tiene en cuenta desde el

principio los parámetros de rotura del material y de las juntas, por lo que la simulación será

más real que la anterior.

Es conveniente resaltar que aunque los datos obtenidos de la simulación son

significativos, deben ser necesariamente ser validados para la observación del

comportamiento in-situ de una primera cámara y así poder aplicar el sostenimiento más

adecuado.

A partir de estos datos y según el tipo de bulones utilizado se puede definir su

coeficiente de seguridad.

El modelo numérico también admite cerchas metálicas y hormigón en masa además

de hormigón proyectado y bulones como elementos de sostenimiento.



En todos los casos, el programa proporciona salidas gráficas de desplazamientos y

tensiones tanto en la roca como en el sostenimiento.

1.1.4.3.1.2 Sostenimiento en las Cámaras

En este tipo de excavaciones, las cámaras se suelen diseñar con una geometría de

prisma de sección rectangular con bóveda semicircular. El sostenimiento consiste

generalmente en:

⇒ Bulones cortos en avance

⇒ Cables

⇒ Gunitado posterior con Grips.

En las zonas donde la estructura es complicada se empleará una malla de bulones

largos de 2 x 2 conteniendo en su interior bulones cortos uniformemente distribuidos.

Este diseño está sujeto a modificaciones dependiendo de las características

particulares de cada explotación.

1.1.4.3.1.3 Sostenimiento en Galerías

Normalmente, las galerías serán de sección cuadrada con bóveda semicircular, y con

unas dimensiones adecuadas al tránsito de la maquinaria que se prevé emplear en las

labores de explotación.

El sostenimiento en las galerías estará condicionado por la litología sobre la que

avance cada una de ellas.

Operando de forma similar al caso anterior, se obtiene el sostenimiento necesario

para garantizarla estabilidad de las galerías. De forma general, se puede considerar que el

tipo sostenimiento es el mismo que el de las cámaras, aunque como se ha mencionado,

depende de la litología en las que se vayan a proyectar. Para ello se debe realizar un

estudio geotécnico exhaustivo de las zonas a atravesar.

1.1.4.3.2.- SOSTENIMIENTO CON BULONES

El bulonaje es una técnica de sostenimiento que, en esencia, consiste en anclar en el

interior de las rocas una barra de material resistente que aporta una resistencia a tracción y,

confinando el macizo rocoso, permite aprovechar las características resistentes propias de

las rocas facilitando así su sostenimiento.



Figura 16.- Principio de acción de un bulón; 1.Cabeza de anclaje, 2. Barra, 3. Extremo

roscado, 4. Placa de reparto, 5. Tuerca de apriete,6. Zona terreno

resistente,7. Terreno descomprimido a soportar o consolidar.

1.1.4.3.2.1 Tecnología del Bulonaje

Un bulón está constituido por un elemento resistente, solidarizado al terreno por un

sistema de anclaje y por una placa de reparto.

Tradicionalmente los bulones se han clasificado en función de que su anclaje al

terreno se materializara en un extremo, anclaje puntual, o a lo largo de toda la barra del

bulón, anclaje repartido.

Con la evolución tecnológica que ha tenido lugar en los últimos años se pueden

clasificar los sistemas de anclaje según el mecanismo en que se fundamentan Adherencia y

Fricción.



Fotografía 15.- Trabajos de colocación de bulones.

El sistema generalmente empleado en la explotación subterránea de pizarra es el de

Anclaje por Fricción.

Los anclajes por fricción, también denominados mecánicos, minimizan el problema de

rotura de los bulones de adherencia debido a la plastificación del terreno como

consecuencia del reajuste tensional después de colocados los bulones. Se diferencian:

- Anclaje con elevada presión de contacto:

A este tipo pertenecen los bulones de anclaje puntual en el cual el anclaje se

conseguía a base de expandir unas piezas metálicas que penetraban en el terreno.



Figura 17.- Anclaje con elevada presión de contacto con o sin lechada de cemento

( 1. placa de anclaje, 2. tuerca de asiento, 3. barra de acero tensado, 4. cabeza de

expansión).

Fotografía 17.- Cabezas de expansión.

- Anclaje con baja presión de contacto:

Son una generalización de los anclajes mecánicos al anclaje repartido y, los más

empleados con los bulones Split-Set. Tienen la particularidad de trabajar por fricción, lo cual

les permite mantener la carga máxima con unos desplazamientos muy importantes.



• Split-Set: están constituidos por un tubo, de 2,3mm de espesor, que tiene una

ranura longitudinal y un diámetro superior al taladro en el que va a ser anclado. El

proceso de colocación es sumamente sencillo, ya que basta con presentar el

Split-Set en el taladro donde debe ser anclado e introducirlo a percusión.

Figura 18.- Split-Set ( 1. placa de anclaje, 2. tuerca de asiento, 3. barra de acero

tensado, 4. lechada de cemento).

Figura 19.- Adaptador del Split-Set.



1.1.4.3.3.- SOSTENIMIENTO CON HORMIGÓN PROYECTADO

A) Gunitado

El término gunitar consiste en la puesta en obra de un mortero u hormigón a gran

velocidad, que es transportado a través de una manguera y proyectado neumáticamente

sobre un soporte.

La gunita es un mortero cuyo tamaño máximo de árido puede llegar hasta 8mm y que,

aplicado a máquina, se proyecta a gran velocidad sobre una superficie a través de una

manguera y boquilla.

Por otro lado, el hormigón proyectado es un hormigón cuyo tamaño de áridos es

superior a 8mm y que aplicado a máquina se proyecta a gran velocidad sobre una superficie

a través de una manguera y boquilla.

Existen dos sistemas de gunitado:

• Gunitado por vía seca: Procedimiento mediante el cual todos los componentes

del hormigón o mortero proyectado son previamente mezclados, a excepción del

agua, que es incorporada en la boquilla de salida antes del lanzamiento de la

mezcla. El transporte de la mezcla sin agua se realiza a través de las mangueras

especiales de forma neumática ( Flujo diluido) hasta la boquilla. El sistema de

mezcla seca consta de una serie de fases y requiere unos equipos

especializados.

Figura 20.-Sistema de gunitado por vía seca.



Ventajas:

o En la boquilla se tiene el control del agua y de la consistencia de la

mezcla.

o Permite mayor longitud de tubería o manguera de trabajo.

o Se adapta perfectamente para la utilización de robots.

o Equipos más económicos, con menor mantenimiento que los de vía

húmeda.

o Se adapta perfecta y rápidamente a las necesidades de la obra, sin

necesidad de limitación por fraguado de la mezcla.

o El sistema produce más polvo que en la mezcla por vía húmeda.

o Los aditivos se añaden en la tolva o en la boquilla en polvo y líquido

respectivamente.

o Velocidad de proyección alta 80-100 m/s.

• Gunitado por vía húmeda: Procedimiento mediante el cual todos los componentes

del hormigón o mortero proyectado, incluyendo el agua, son mezclados

previamente antes de ser incorporados a la manguera, a través de la cual serán

transportados (Flujo diluido o Flujo denso) hasta la boquilla. La mezcla se

proyecta desde la boquilla sobre la superficie que debe gunitarse.

Figura 21.- Sistema de gunitado por vía húmeda.



Ventajas:

o La adición de agua se controla perfectamente.

o Menor necesidad de aire comprimido.

o Menos polvo que en la vía seca.

o El equipo es menos voluminoso y más costoso que en la vía seca.

o El aditivo acelerante sólo puede incorporarse en la boquilla tanto en

polvo como líquido.

o Se adapta perfectamente para la utilización de robots.

o Menor rebote.

o Necesidad de coordinación de equipos y de obra debido a la

limitación del fraguado de mezcla.

o Mayor producción como consecuencia del tamaño de los equipos.

o Velocidad de proyección inferior a la vía seca 60-70m/s.

En lo referente a la velocidad de proyección del hormigón proyectado por vía húmeda,

normalmente se trabaja con velocidad inferior a la de vía seca. En la vía húmeda el

transporte de la mezcla se realiza mediante bombeo hasta la boquilla de salida, en la cual

se incorpora el aire comprimido para poder acelerar la muestra, necesitando por lo tanto un

caudal de aire inferior para la proyección. Por dicha razón, la velocidad de proyección en la

vía húmeda es inferior a la vía seca, debiéndose ajustar la cantidad de aire manualmente

con el fin de proporcionar la compactación suficiente, e influyendo en la obtención de un

porcentaje menor de rebote de proyección.

B) Materiales para el gunitado

Áridos

Los áridos a emplear en los morteros y hormigones proyectados se obtendrán por la

selección y clasificación de materiales naturales o procedentes de machaqueo, o por mezcla

de ambos.



Los áridos estarán compuestos de partículas limpias, duras, resistentes y de una

calidad uniforme. Su forma será redondeada o cúbica y contendrá menos del 15% de

partículas planas, delgadas o alargadas.

El empleo de áridos finos o gruesos, o una mezcla de ambos, se hará de acuerdo con

el espesor a aplicar en el mortero u hormigón proyectado.

Como norma general, en ningún caso se emplearán tamaños superiores a 25mm.

Cementos

Se utilizarán cementos expresamente indicados en los planos o especificaciones y

cuya definición figure en el Pliego General de Condiciones para la Recepción de

Conglomerantes Hidráulicos. También deberán cumplir las recomendaciones y

prescripciones en la Instrucción para el Proyecto de Ejecución de Obras de Hormigón en

Masa o Armado de 1991, y en las que, en lo sucesivo, sean aprobadas con carácter oficial

por el Ministerio de Fomento.

Normalmente los cementos a utilizar en los morteros u hormigones proyectados serán

del tipo I, categorías 35 y 45.

A ser posible el cemento será de un mismo tipo y de la misma marca, y se fabricarán

en una misma planta.

Agua

El agua a mezclar y curar debe ser limpia y estar exenta de sustancias que puedan

dañar el hormigón o acero. El agua deberá cumplir las prescripciones de la instrucción EH-

91.

En cualquier caso, antes del empleo de cualquier clase de aguas, será necesario

efectuar cuantos ensayos se consideren precisos para que resulte idónea.

Aditivos

Tanto en los procedimientos por vía seca como por vía húmeda, se dispone

actualmente de aditivos para la confección de hormigón proyectado a medida. Su función es

variar la fluidez y el tiempo de fraguado del hormigón proyectado.

Hoy en día existen un extenso número de aditivos en el mercado, aunque los más

empleados son los acelerantes por las ventajas que poseen. Estos son productos solubles

en agua que actúan químicamente influyendo en la velocidad de disolución de los



constituyentes del cemento, apresurando las reacciones químicas. Los acelerantes permiten

disminuir los tiempos de fraguado y obtener resistencias elevadas a edad temprana, aunque

la resistencia a largo plazo puede disminuir en mayor o menor medida según el tipo de

acelerante.

Adiciones

Se utilizan cenizas por sus propiedades hidráulicas ( aumentan la fluidez). Un tipo de

ceniza particularmente interesante es la denominada puzolana, ya que contienen los

mismos elementos químicos principales el cemento Portland, como son: calcio, silicatos y

aluminatos.

Fibras

La adicción de fibras a los morteros y hormigones mejora sus propiedades

mecánicas. Aunque hay fibras de distinta naturaleza (nylon, fibra de vidrio, polipropileno,

polietileno, etc.) las más divulgadas y conocidas son las metálicas.

Actualmente se suele emplear la gunita reforzada con fibras de acero, que no es más

que un hormigón que contiene fibras de acero individuales que crean un refuerzo

homogéneo y que permiten resistir esfuerzos de flexotracción en cualquier punto de la

gunita. Las fibras de acero Dramix están encoladas en peines, con un pegamento especial

soluble en agua para permitir una fácil manipulación y mezcla de alto rendimiento.

Figura 22 y Fotografía 18.- Gunita reforzada con fibras de acero.



1.1.4.3.4.- SOSTENIMIENTO POR MALLA ELECTROSOLDADA

La malla se utiliza para retener pequeñas piedras sueltas o como refuerzo del

hormigón proyectado. Consiste en una cuadrícula de alambres o cables de acero que están

soldados en sus puntos de intersección. Una malla típica tiene alambres de 4.2mm

colocados en cuadros de 100mm y se entrega en secciones que pueden ser manejadas por

uno o por dos hombres.

Las cargas ejercidas por los bulones son transmitidas a los cables de acero, los

cuales traccionan la red en todo su perímetro, de tal forma que la malla quede pegada a la

superficie de la roca. La red funciona como un elemento final de transmisión continua de

carga del bulonado al terreno.

1.1.4.4.- PROCESO DE ARRANQUE, CARGA Y TRANSPORTE

1.1.4.4.1.- PROCESO DE ARRANQUE

El arranque se realizará generalmente por banqueo descendente y, los

procedimientos utilizados serán prácticamente idénticos a los de cielo abierto.

El corte con hilo diamantado es uno de los medios más utilizados para la extracción

de roca ornamental dado el buen aprovechamiento de la roca que se extrae y los cortes

limpios que realiza, generando bloques muy geométricos producir daño alguno en el macizo

rocoso.

El hilo diamantado consiste en un cable trenzado de acero inoxidable de unos 5mm

de diámetro que lleva engarzados, a modo de cuentas de rosario, unos insertos

diamantados de forma cilíndrica denominados perlinas, con un diámetro de 10 u 11 mm.

Para las uniones de los hilos, una vez que éstos han sido sometidos a torsión para

evitar que el desgaste se produzca siempre sobre las mismas generatrices de las perlinas,

se utilizan diversos elementos: uniones macho-hembra con rosca, uniones macho-casquillo-

macho con rosca, o casquillos de cobre que se fijan con unas tenazas a presión.

Los rendimientos horarios de corte y vida del cable son función de las características

de la roca.



Fotografía 19.- Operación de corte con hilo diamantado.

El proceso operativo es similar al de cielo abierto.

La apertura de un banco de explotación cuando existe un talud lateral se inicia en uno

de sus extremos practicando una trinchera que precisará dos planos perpendiculares al

frente cortados con hilo diamantado, mientras que el corte paralelo al frente e incluso el de

levante se pueden efectuar mediante perforación y voladura, para conseguir el

desprendimiento de ese bloque del macizo.

Los barrenos verticales necesarios para el paso del hilo diamantado se hacen,

generalmente, con equipos rotopercutivos hidráulicos. Los taladros horizontales se suelen

realizar con equipos guiados por una deslizadera especial y tuberías o varillaje de conexión

para longitudes de hasta 10 m.



Fotografías 20.- Banco de corte con hilo diamantado

Las dificultades de que coincidan entre sí los barrenos es directamente proporcional a

la longitud de los mismos y función de la técnica de perforación empleada.

Otra posibilidad de apertura de la trinchera consiste en el arranque de un bloque con

forma de prisma triangular. En este caso unos de los cortes verticales no puede ser

perpendicular al frente. Se procede practicando un taladro vertical y a continuación dos

barrenos horizontales al nivel el piso del banco y concurrentes con el vertical.

Una vez realizados los cortes verticales se lleva a cabo el horizontal. Éste presenta

algunas dificultades iniciales, debido al hecho de tener un vértice con ángulo agudo, que el

cable diamantado tiene que ir matando hasta alcanzar un ratio de curvatura aceptable para

el deslizamiento.

La ventaja de esta técnica estriba en que sólo hay que practicar tres cortes, y no

existe el riesgo de dañar a la roca al suprimirse el empleo de explosivos.



Una vez abierta la trinchera por el primer método descrito, con una anchura que suele

oscilar entre 2 y 2,5m, se coloca en el fondo de la misma la perforadora horizontal y se

practica un barreno comunicante con otro vertical para configurar la cara posterior del primer

bloque a extraer, paralela al frente del banco.

El corte se realiza con la máquina situada en la plataforma superior del banco,

utilizando poleas de reenvío situadas cerca del barreno vertical, y que se quitarán cuando

casi esté terminado el corte.

Fotografía 21.- Perforadora para realización de barrenos para el paso del hilo

diamantado.

A continuación, y una vez efectuado el correspondiente barreno horizontal, se situará

la máquina en el nivel inferior para realizar el corte en el sentido perpendicular al frente.

Una vez realizados los cortes verticales y horizontales se está en disposición de

arrancar el bloque.

Es recomendable recordar que la máquina debe estar trabajando en un lugar bien

iluminado para observar como se realiza el corte y los raíles deben estar colocados con



cuidado sobre una superficie segura y uniforme para evitar hundimientos y asegurar la total

estabilidad de la máquina. Los raíles no deben superar un ángulo de inclinación longitudinal

del 15% y el transversal del 5%.

Para el funcionamiento de la máquina se necesita una toma de corriente eléctrica

para mover los motores de giro del hilo diamantado y producir la traslación de la máquina.

Además será imprescindible una toma de agua para la refrigeración del hilo.

Otro método utilizado es el corte con sierra de disco. La máquina consta de un chasis

movido por orugas y sobre el va montado un brazo hidráulico que sujeta el disco de corte.

Estas unidades son movidas gracias a un motor diesel y tiene la posibilidad de acoplar un

accesorio para la conexión a la corriente eléctrica.

El corte se produce gracias al giro a gran velocidad del disco, y al desplazamiento

longitudinal a lo largo del brazo. El disco puede realizar cortes en vertical, horizontal e

inclinados, con el único inconveniente de que la profundidad de corte está limitada al

tamaño del disco de corte. Esta profundidad es mucho menor que la de la máquina de hilo

diamantado.

Este método ha sido desbancado por el corte con hilo diamantado, ya que a pesar de

que el rendimiento es más o menos similar a este último, las reparaciones del disco resultan

mucho más costosas.

1.1.4.4.2.- CARGA Y TRANSPORTE

Los equipos de carga y transporte son análogos a los empleados en cielo abierto.

Para la extracción de los rachones de pizarra se utiliza maquinaria diesel como palas de

ruedas, que recogen el material que es cargado en camiones hasta la nave de

transformación.

La multifuncionalidad de la pala de ruedas viene derivada de la amplia gama de

implementos que pueden acoplársele.



Fotografía 22.- Pala con martillo picador.

1.1.5.- INSTALACIONES AUXILIARES EN MINERÍA A CIELO ABIERTO

1.1.5.1.- SISTEMA DE CONTROL DEL DRENAJE SUPERFICIAL

De cara a controlar la hidrogeología del entorno de la explotación, de forma que las

aguas de escorrentía no afecten al entorno de la explotación ni afluyan a los elementos que

la componen, es preciso establecer un sistema de drenaje.

La infraestructura de drenaje consistente en canales de guarda, se dimensiona y

construye para evitar el acceso de agua superficial al hueco de explotación. Este agua,

procedente de las precipitaciones atmosféricas que inciden en la cuenca de influencia,

podría contaminarse por aportación de sólidos, lo que significaría la necesidad de un

tratamiento de depuración. Al eliminarla antes de su contaminación puede ser reintegrada a

los cauces naturales de la zona sin ningún tipo de alteración, con el consiguiente ahorro de



costes y problemas medioambientales. Además, las labores de extracción se ven

favorecidas por el desalojo del agua de precipitación.

También se dimensionan cunetas de drenaje para desalojar del propio hueco, la

escombrera y zona de acopios los rezumes de los taludes, partiendo de la base de que no

existen acuíferos importantes que afecten a la cantera prevista, así como el agua que las

precipitaciones aporten sobre el propio hueco de explotación. Estas aguas sí deben ser

depuradas de los sólidos que durante su paso por la superficie de la cantera vayan lavando.

Se suele construir además un sistema de cunetas de drenaje que drene las

plataformas de trabajo, las pistas y las bermas intermedias de los taludes de explotación, la

escombrera y la zona de acopios de tierra vegetal. Las aguas captadas serán tratadas de

forma correcta antes de su vertido a los cauces naturales existentes en la zona. Para ello se

reconducen a las balsas que se construyen en las zonas de influencia del hueco de

explotación, escombrera y la zona de acopios de tierra vegetal.

1.1.5.2.- INSTALACIONES ELÉCTRICAS

Las instalaciones eléctricas en una mina se realizarán cumpliendo el Reglamento

Eléctrico de Baja Tensión (R.E.B.T.) y las Instrucciones Complementarias ( I.T.C.) del

mismo.



1.1.6.- INSTALACIONES AUXILIARES EN MINERIA SUBTERRÁNEA

1.1.6.1.- VENTILACIÓN

El principal objetivo de la ventilación en las minas es suministrar una cantidad

suficiente de aire a todos los puestos de trabajo y galerías de una mina subterránea para

diluir hasta un nivel aceptable los productos contaminantes que no pueden ser controlados

por otros medios. Los factores determinantes para la ventilación en minas subterráneas son

los gases y los humos producidos tras las voladuras y los gases emitidos por los motores de

la maquinaria utilizada durante las distintas fases de la explotación.

Según la normativa vigente, todas las minas y labores subterráneas en las que se

requiera la aplicación de técnica minera o el uso de explosivos (Art.1º del R.G.N.B.S.M.), se

exige que:

• En las labores en fondo de saco, se establecerá una ventilación secundaria

cuando las condiciones lo exigiesen (R.G.N.B.S. Art.67).

• En la I.T.C. 04.7.01, se detalla más esa exigencia diciendo: “En las labores en

fondo de saco en actividad, de más de 15m en horizontal o de 5m en pendiente,

se establecerá una circulación secundaria con conducción independiente. No

obstante, la Autoridad Minera podrá establecer excepciones en el caso de

grandes cámaras que ventilen por convección o de labores que puedan

realizarlo por difusión.

Figura 23.- Esquema de ventilación soplante.



Así pues, durante la ejecución de las galerías principales y cuando se vayan

avanzando las cámaras en fondo de saco, se deberá establecer un sistema de ventilación

soplante. Este sistema consiste en impulsar aire limpio hacia el frente a través de una

tubería para conseguir que el aire contaminado sea empujado hacia el exterior.

La ventilación soplante posee las siguientes ventajas:

- Fácil instalación.

- Permite el uso de tuberías de lona, sin armadura, de fácil manejo.

- Mayor economía

- Rápida conducción del aire hasta el frente y en excelentes condiciones, lo que

repercute en una mejora de las condiciones de trabajo.

- Menor potencia requerida en la instalación.

- Menor pérdida de carga.

- Necesidad de una menor distancia al frente para el movimiento de gases y

humos.

A su vez, presenta una serie de inconvenientes:

- Circulación del aire viciado a lo largo de toda la cámara o galería.

- Disminución de la visibilidad y riesgo de problemas respiratorios del personal

causados por el polvo originado en las distintas labores de perforación y

gunitado.

Estos problemas pueden ser disminuidos en gran medida con una ventilación

soplante-aspirante.

Figura 24.- Esquema de ventilación soplante-aspirante.



En las zonas donde no existe fondo de saco se puede establecer un sistema de

ventilación aspirante. Este sistema consiste en la extracción del aire contaminado por medio

de una tubería y sea expulsado al exterior. Un ventilador acoplado a la tubería hace que el

aire del frente entre en ésta y sea expulsado, por su otro extremo ubicado en el exterior de

la mina.

Figura 25.- Esquema de ventilación aspirante.

Para estimar las necesidades de ventilación, se deben tener en cuenta las

Instrucciones Técnicas Complementarias (I.T.C. 04.7.02) del Reglamento General de

Normas Básicas de Seguridad Minera, en las que se definen las concentraciones

volumétricas adminibles para los distintos gases peligrosos durante una exposición a los

mismos de 8 horas diarias.

Las variables a tener en cuenta para el cálculo del caudal del aire necesario para

asegurar una ventilación constante y suficiente de los frentes, y de toda la longitud de las

cámaras y galerías de conexión son:

- El número de operarios que van a trabajar en la explotación.

- Las máquinas con motores de combustión interna.

- Los humos y gases producidos por las voladuras y el tiempo necesario para

diluirlos.

La I.T.C. 04.801 ( apartado 4.2) del Reglamento de Normas Básicas de Seguridad

Minera, se establecen las velocidades y caudales mínimos y máximos, con objeto de reducir

el polvo en suspensión.



Por último, se deberá asegurar que la temperatura en los lugares de trabajo no

exceda de los 33º equivalentes ( en función de la temperatura húmeda y de la temperatura

seca).

A modo de resumen, se mencionan a continuación las diferentes etapas necesarias

para calcular y definir el sistema de ventilación:

1. Cálculo del caudal necesario teniendo en cuenta las necesidades del

personal y el caudal requerido para la dilución de los gases procedentes de

los motores de combustión interna.

2. Cálculo de la resistencia aerodinámica del circuito de ventilación principal.

3. Cálculo de la diferencia de presión y potencia necesaria para satisfacer las

necesidades de ventilación calculadas en función de los parámetros descritos

en el primer apartado.

4. Elección de los ventiladores adecuados de acuerdo con la potencia necesaria

de ventilación.

5. Descripción de las características del ventilador a instalar.

1.1.6.2.- DESAGÜE

En este apartado se describen de forma resumida las medidas preventivas a adoptar

para evitar las afluencias de agua al interior de una mina que puedan llegar a causar

problemas por inundación de ciertas zonas de la misma o producir problemas operativos.

El agua que irrumpe de forma natural en una explotación subterránea puede tener

distinta procedencia:

• Aguas pluviales que precipitan directamente en la excavación.

• Aguas de escorrentía superficial no desviadas que entran en el perímetro de la

excavación.

• Aguas subterráneas que se filtran o alumbran en forma de manantial al

profundizar la excavación.

Además se introduce agua en el interior de la explotación a través de una red de

tuberías para la refrigeración de los útiles de perforación y corte, así como para controlar la

formación de polvo.



Si bien, el agua procedente de estas fuentes puede ser simplemente eliminada por

bombeo en las zonas de menor cota dentro de la explotación, la escorrentía superficial debe

siempre ser interceptada previamente por razones de economía y seguridad, mediante unos

canales de protección, guarda y desvío.

Por ello, es necesario que las soluciones adoptadas estén basadas en estudios

hidrológicos e hidrogeológicos suficientemente detallados, desarrollados desde el propio

inicio del proyecto y destinados a permitir la gestión racional de la presencia del agua.

Es a partir de estas premisas que, posteriormente, se dimensionan y construyen las

oportunas a infraestructuras de captación y conducción, así como asegurar la efectividad de

la misma, su fiabilidad y su constitución con elementos seguros y de larga duración.

1.1.6.2.1.- MEDIDAS PREVENTIVAS

Según se recoge en el artículo 72 del Reglamento General de Normas Básicas de

Seguridad Minera del capítulo 4, Labores Subterráneas, subapartado 4.7.,”ventilación y

desagüe”: Los trabajos de interior deberán ser protegidos contra riesgos de invasión de

agua, mediante medidas adecuadas aplicadas tanto a la superficie como al interior de la

mina.

Por lo tanto se aplicarán las siguientes medidas:

- Realización de canales de guarda y drenaje en las cotas más altas para

interceptar la escorrentía superficial.

- Ejecución de balsas de decantación en el exterior de la mina, hasta las cuales

se extraerá mediante bombeo el agua y sólidos que se generan en la mina.

- Diseño y construcción de las oportunas infraestructuras de canalización y

conducción de aguas hacia el exterior mediante bombeo para evitar la

circulación de aguas por las labores.

- Instalación de bombas de achique de emergencia ubicados en las proximidades

de los frentes de explotación.

1.1.6.3.- INSTALACIONES ELÉCTRICAS

Las instalaciones eléctricas en una mina se realizarán cumpliendo el Reglamento

Eléctrico de Baja Tensión (R.E.B.T.) y las Instrucciones Complementarias ( I.T.C.) del

mismo.



Distribución eléctrica

En cuanto a la distribución eléctrica en el interior de la mina, se seguirán las pautas

marcadas por Reglamento General de Normas Básicas de Seguridad Minera, y en particular

a la ITC-MIE. SM 09.0.04, por la que es imprescindible el empleo de cableado aislado.

Así pues, en las galerías principales se emplearán cables rígidos armados, mientras

que en las cámaras extracción se emplearán preferiblemente cables flexibles, pues

alimentan a los equipos de corte con hilo, compresores y alumbrado durante la progresión

de los trabajos. Sus características deberán adecuarse a la dureza del servicio que prestan

y a las características de la instalación.

El primer paso sería determinar el número de cables para hacer frente a las

necesidades eléctricas de las instalaciones mineras. Para su elección se deben tener en

cuenta diversos parámetros como ubicación, intensidad, distancia, humedad, etc.

Fotografía 23.- Cableado eléctrico.



Equipos eléctricos

Por otro lado, todos los equipos eléctricos de interior deberán tener el grado de

protección especificada en la I.T.C. 09.0.02 del Reglamento General de Normas Básicas de

Seguridad Minera.

Iluminación

Según el Reglamento General de Normas Básicas de Seguridad Minera “todos los

lugares de trabajo deberán estar equipados en su totalidad con un alumbrado capaz de

ofrecer la iluminación adecuada a las tareas que se realicen en ellos”. El Reglamento indica

las prescripciones mínimas que deben cumplir en las instalaciones de alumbrado

alimentadas por la red eléctrica de la mina, como es el caso que nos ocupa.

En general, para los trabajos subterráneos es necesario disponer de una capacidad

de iluminación en las zonas de trabajo tal que se obtenga un mínimo de 200 lux.

En los frentes de explotación se instalarán unos focos halógenos con lámpara de

400W, que estarán situadas de forma que no entorpezcan durante las operaciones.

Así mismo, la iluminación en las galerías en tránsito consistirá en un determinado

número de proyectores repartidos a lo largo de todo el recorrido.

La tensión máxima nominal de utilización será 220 voltios (ITC 09.0.02). Para

tensiones superiores a la PTS (ITC 09.0.02), deberá existir un sistema de protección contra

fallos de aislamiento y derivaciones a tierra, al comienzo de cada derivación destinada total

o parcialmente a alumbrado.

Todos los vehículos deberán iluminar mediante un sistema de luces blancas en el

sentido de avance del movimiento, siempre que circulen por el interior de la explotación.

Tomas de potencia: Para la conexión de cualquier servicio auxiliar externo es

necesario disponer de unas tomas de potencia en las casetas ubicadas en superficie.



Fotografía 24.- Iluminación de una cámara.

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