UNIVERSIDAD POLITÉCNICA DE CARTAGENA
E. T. S. DE INGENIERÍA DE CAMINOS, CANALES Y PUERTOS Y DE INGENIERÍA DE MINAS
GRADO EN INGENIERÍA DE RECURSOS MINERALES Y ENERGIA
TRABAJO FIN DE G RADO
PROYECTO INTEGRAL DE EXPLOTACION DE CANTERA DE ÁRIDOS EN T.M. DE RIOJA
(ALMERIA).
SEPTIEMBRE DE 2019
DIRECTOR: EMILIO TRIGUEROS TORNERO CODIRECTOR: JOSE MANUEL MUÑOZ CAMARASA
ALUMNO: JOAQUIN CABRERIZO FERNANDEZ
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PROYECTO INTEGRAL DE EXPLOTACIÓN DE CANTERA DE ÁRIDOS EN T.M. DE
RIOJA (ALMERÍA)
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INDICE
MEMORIA
1.‐ INTRODUCCION Y PRESENTACION DEL DOCUMENTO 2.‐ GEOLOGIA DEL DEPÓSITO
3.‐ LEGISLACION MINERA. TRAMITES ADMINISTRATIVOS Y CONTENIDO 4.‐ URBANISMO Y ORDENACION DEL TERRITORIO
5.‐ ESTUDIO DE ALTERNATIVAS 6.‐ METODO DE EXPLOTACION 7.‐ DISEÑO DE LA CANTERA 8.‐ RITMO DE PRODUCCION 9.‐ VOLADURA TIPO
10.‐ ESTUDIO DE PAISAJE
11.‐ ALTERNATIVAS DE TALUDES FINALES Y DE RESTAURACION 12.‐ DEFINICION DE LAS LABORES DE EXPLOTACION
13.‐ DESCRIPCION DE LA PLANTA DE TRATAMIENTO 14.‐ COSTES DE PRODUCCION POR ETAPAS
15.‐ COMERCIALIZACION DEL ARIDO 16.‐ ANALISIS DE RENTABILIDAD 17.‐ ANALISIS AMBIENTAL 18.‐ INFORME GEOTECNICO
ANEXOS
ANEXO 1: ESTUDIO DE PAISAJE ANEXO 2: ANALISIS AMBIENTAL
PLANOS
PLANO 1. SITUACION (E 1:50.000)
PLANO 2. PERIMETRO E INSTALACIONES (E 1:10.000)
PLANO 3. PERIMETRO DE EXPLOTACION. COORDENADAS UTM ETRS89. HUSO 30. (E 1:5.000) PLANO 4. VIAS DE COMUNICACIÓN Y ACCESOS (E 1:100.000)
PLANO 5. GEOLOGICO (S/E)
PLANO 6. ESTUDIO DE PAISAJE. CUENCA VISUAL PLANO 7. FIGURAS URBANISTICAS.
PLANO 8. TOPOGRAFICO TERRENO INICIAL. FASE 0. (E 1:2.000)
PLANO 9. PERFILES LONGITUDINALES Y TRANSVERSALES FASE 0. (VARIAS ESCALAS) PLANO 10. PERFILES LONGITUDINALES Y TRANSVERSALES FASE 1. (VARIAS ESCALAS) PLANO 11. PERFILES LONGITUDINALES Y TRANSVERSALES FASE 2. (VARIAS ESCALAS) PLANO 12. PERFILES LONGITUDINALES Y TRANSVERSALES FASE 3. (VARIAS ESCALAS) PLANO 13. PERFILES LONGITUDINALES Y TRANSVERSALES FASE 4. (VARIAS ESCALAS) PLANO 14. PERFILES LONGITUDINALES Y TRANSVERSALES FASE 5. (VARIAS ESCALAS) PLANO 15. PERFILES LONGITUDINALES Y TRANSVERSALES FASE 6. (VARIAS ESCALAS) PLANO 16. PERFILES LONGITUDINALES Y TRANSVERSALES FASE 7. (VARIAS ESCALAS) PLANO 17. PERFILES LONGITUDINALES Y TRANSVERSALES FASE 7. (VARIAS ESCALAS) PLANO 18. CUBICACION.
PLANO 19. PISTA PRINCIPAL.
PLANO 20. TALUDES FINALES Y DE RESTAURACION.
PLANO 21. PLANTA DE BENEFICIO. (SIN ESCALA) PLANO 22. VOLADURA TIPO. (SIN ESCALA) PLANO 23. ANALISIS AMBIENTAL.
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MEMORIA
9 1. INTRODUCCION Y PRESENTACION DEL DOCUMENTO
El presente documento tiene como objetivo definir cualitativa y cuantitativamente la ampliación de la explotación de áridos denominada “Pura” número 448 del término municipal de Rioja en Almería.
La cantera existente es de diciembre de 1.984 y ha sido explotada durante 35 años, con producciones medias de 150.000 toneladas anuales.
Las expectativas son:
La incorporación de nuevos recursos a la empresa para asegurar la viabilidad temporal.
Ampliar el horizonte de trabajo de cara a poder planificar y ejecutar inversiones a largo plazo que posibiliten la modernización de la maquinaria.
Se han planteado alternativas a la cantera, habiendo elegido la más óptima desde el punto de vista medioambiental y minero.
Se ha realizado un análisis ambiental, paisajístico y urbanístico para determinar las afecciones de la cantera proyectada sobre el medio.
Se han definido los parámetros mineros de la cantera en función de los condicionantes legales que se exigen a este tipo de actuaciones, y de las necesidades de producción, realizando los cálculos justificativos que correspondan en cada caso.
La cantera proyectada dispone de una pista principal de acceso de 9 metros de anchura y 10 % de pendiente media. A partir de esta pista se configuran plataformas de trabajo cada 14 metros, arrancando en la cota 420. De esta forma la explotación se realizará por niveles procediendo a la formación de bancos. La cantera proyectada es a cielo abierto, siendo una explotación en ladera con avance lateral y descendente. El método de explotación será arranque con explosivo y carga independiente del arranque.
Se procede a justificar la viabilidad de la explotación, con unas reservas de 8.040.000 toneladas, un ritmo de producción de 190.000 toneladas anuales y una vida útil de 42 años. Se obtiene una TIR del 22.17 %, y un VAN de 6.365.486 €.
Por ultimo se define la planta de beneficio minero, ya existente por pertenecer la cantera que se amplía, realizando los cálculos justificativos que demuestran la idoneidad de los elementos existentes.
11 2. GEOLOGIA DEL DEPOSITO
A la escala más general nos encontramos en la gran Unidad Geológica de la Cordillera Bética.
Comprende las comunidades de Andalucia, Murcia, Valencia y la provincia de Albacete. Limita al Norte con el Macizo Ibérico y al Sur, Sur Este y Sur Oeste con el litoral atlántico y mediterráneo.
Dentro de esta gran unidad geológica se distinguen tres subunidades geológicas que son las Zonas Externa Béticas, el Complejo del Campo de Gibraltar y las Zonas Interna Béticas, siendo estas últimas las que nos ocupan en este proyecto. Las Zonas Internas Béticas se componen de abajo a arriba de las unidades Complejo Nevado Filábride, Complejo Alpujárride y Complejo Maláguide, siendo el Complejo Alpujárride el que aflora en la zona de estudio.
Desde el punto de vista de la formación de esta gran unidad geológica, en el Triásico, 251 a 201 millones de años (M.A.), se produce una distensión o tracción del macizo ibérico y consecuentemente un hundimiento bajo el nivel del mar de estas unidades. Es en esta fase cuando se forman las Zonas Béticas Externas hacia el Norte de la estructura. Continúan las tracciones y en el Berriasense (145 M.A.) aparece la corteza oceánica hacia el sur, en la zona del mar de Alborán. Al inicio del Mioceno (23 M.A.) se produce una colisión entre la corteza oceánica aflorada y la corteza continental denominada Dominio de Alborán. Esta última corteza continental será la que dé lugar al a formación de la Zonas Internas Béticas.
A nivel de detalle la zona que nos ocupa se corresponde a la Sierra Alhamilla perteneciente a la zona interna de las cordilleras Béticas. Geológicamente, la unidad presente en nuestra área de actuación es la Unidad Alpujárride, correspondiente a las faldas exteriores de la Sierra. Bajo esta unidad, y aflorando al NE, en el corazón de la Sierra Alhamilla, aparece la Unidad Nevado‐
Filábride. El Alpujarride se encuentra en el flanco Sur de la Sierra recubriendo por cabalgamiento al Nevado Filabride que ocupa el eje de la misma. Mas concretamente los terrenos presentes en el Alpujarride son permo‐triasicos, con una base de filitas y materias carbonatadas y evaporiticas en su techo.
Figura 1.‐ Columna litológica. Fuente Mapa Geológico de España. IGME.
2.1. UNIDAD ALPUJARRIDE
Dentro de esta unidad se distingue la Unidad Aguilón, que se atribuye principalmente a la Sierra Alhamilla. Se data en el periodo Triásico (251 M.A.). Dentro de esta unidad de distinguen tres formaciones, micaesquistos, filitas y cuarcitas y formación carbonatada, siendo esta última la que nos interesa.
En la base de esta estructura aparecen diferentes tipos de margas y arcillas así como pizarras. En los planos de estratificación aparecen pelitas. En las partes altas y de forma predominante aparecen dolomías, con colores que varían de verde a negro y marrón, y en la zona de estudio aparecen colores rojizo negro a marrón de herrumbre por el alto contenido en hierro.
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Figura 2‐ Calizas sobre filitas. Elaboración propia. Figura 3‐ Serie de calizas‐pelitas‐filitas. Elaboración propia.
Esta formación llega a tener una potencia de 150 metros (según la Hoja y Memoria 1045 23‐43 del IGME).
Figura 4‐ Caliza color rojizo. Elaboración propia
2.2. PRESENCIA DEL RECURSO Y CALIDAD
De la observación del Mapa Geológico Minero de España 1:50.000 se puede establecer una analogía entre la cantera actual y el proyecto de ampliación que nos ocupa. Aparece una línea de falla que discurre entre las dos zonas. Parece que esta falla ha roto la continuidad de un mismo estrato de calizas, debido a la misma dirección y buzamiento de los estratos en ambas zonas, 0º en la parte Sur y 40º‐52º en la parte Norte. En la zona de la Cantera actual se alcanzan cotas de 526 metros y en la zona de la ampliación se alcanzan cotas de 444, lo que hace suponer que la zona más al sur ha quedado bajo la zona al norte de la fractura. Se puede suponer un corte de la zona como el de la imagen.
Figura 5‐ Ubicación de la cantera actual y cantera proyecto sobre el mapa IGME.
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Figura 7.1 .‐ Sección de falla entre cantera actual existente y cantera proyecto ampliación
Figura 7.2 .‐ Evidencia de la presencia de la falla con contacto entre calizas y
margas
Figura 6‐ Ubicación de la cantera actual y de la cantera proyecto sobre plano topográfico.
La dirección de la falla se evidencia por el plano de discontinuidad encontrado en la Cantera actual.
La cantera actual presenta una capa de caliza que va desde la cota 446 hasta la cota 325, lo que implica la presencia de una capa 120 metros de potencia como recursos probados, lo cual está de acuerdo con las características de la formación de calizas de la estructura Alpujárride, con potencias de hasta 150 metros, y resulta suficiente para el objetivo del proyecto.
CANTERA ACTUAL
CANTERA PROYECTO
Por todo lo expuesto podemos considerar que una potencia de recurso de roca calizo‐
dolomítica de al menos 120 metros está garantizada. El volumen de recursos es de 2.821.154 m3.
La calidad del recurso, en base a la cantera que se amplia, con la misma piedra es:
Petrográficamente, son brechas dolomíticas y calizas dolomíticas, de color grisáceo con pátinas marrones. Presenta textura granoblástica fina‐media, con una naturaleza de las partículas carbonatada. Mineralógicamente se tiene un 95 % de dolomita y calcita con accesorios de cuarzo aislado y opacos.
Industrialmente se trata de calizas, con equivalente de arena de 60, índice de azul de metileno de 0,6 g/kg y densidad aparente de 2,85 Mg/m3. No contienen materia orgánica ni presentan plasticidad. Tras el proceso de trituración en varias fases, presentan un índice de lajas de 9. El desgaste de los Angeles es de 22, la estabilidad al sulfato de magnesio es de 2,7 %, y la absorción de 0,5 %.
La piedra no es útil para escollera al presentarse ligeramente brechificada y alterada,
pudiendo aparecer
esporádicamente bloques inalterados. Aparecen algunas juntas subverticales de poca extensión.
Figura 8.‐ Detalle de juntas subverticales. Fuente propia.
17 3. LEGISLACION MINERA. TRAMITES ADMINISTRATIVOS Y CONTENIDO
Desde el punto de vista de la legislación minera, y en relación con la tramitación administrativa y el contenido del proyecto, estas son las leyes que le son de aplicación al proyecto:
‐ Ley 22/1973 de 21 de Julio de Minas.
‐ Real Decreto 2857/1978 de 25 de Agosto, por el que se aprueba el Reglamento General para el Régimen de la Minería.
‐ Real Decreto 107/1995 de 27 de Enero, por el que se fija criterios de valoración para configurar la sección A) de la Ley de Minas.
‐ Instrucción Técnica Complementaria 07.01.02 Proyecto de Explotación.
‐ Instrucción Técnica Complementaria 07.01.03 Trabajos a Cielo Abierto.
3.1. LEY 22/1973 DE MINAS
El recurso que nos ocupa es una SECCION A, ya que el Articulo 3 de la Ley de Minas cita que “pertenecen a esta sección los recursos de escaso valor económico y comercialización geográficamente restringida, así como aquellos cuyo aprovechamiento único sea el de obtener fragmentos de tamaño y forma apropiados para su utilización directa en obras de infraestructura, construcción y otros usos que no exigen más operaciones que las de arranque, quebrantado y calibrado”.
Titulares de las Propiedades. Según el artículo dieciséis‐uno: “el aprovechamiento de recursos de la sección A), cuando se encuentren en terrenos de propiedad privada, corresponderá al dueño de los mismos,…, o a las personas físicas o jurídicas a quienes ceda sus derechos…” En este caso se trata de una persona jurídica, Áridos Marraque S.L. La titularidad de los terrenos es privada y se dispone de contrato de arrendamiento de los mismos.
3.2. RD 2857/1978. REGLAMENTO GENERAL PARA EL REGIMEN DE LA MINERIA
Artículo 9, Zonas de Reserva. La zona que nos ocupa, según el Registro Minero de Andalucía del Portal Andaluz de la Minería, no se encuentra dentro de ninguna zona de reserva.
Artículo 28. Para ejercitar el derecho al aprovechamiento de los recursos de la Sección A) deberá obtenerse la oportuna autorización de explotación
Para ello se presentará la solicitud mediante una instancia y los siguientes documentos:
‐ Cumplimiento de las condiciones para ser titular de derechos mineros. La mercantil que solicita el aprovechamiento es española y constituida por un 100% de socios españoles.
‐ Los que acrediten el derecho de aprovechamiento en terrenos de titularidad privada.
Contrato de arrendamiento o escrituras de propiedad de los terrenos.
‐ Una memoria unida a un plano, en la que se describa la situación geográfica, lugar, superficie, y cuantos datos sirvan para localizar y conocer el yacimiento o recurso, producción anual, duración de la explotación, relación de maquinaria, obreros. Este documento es el proyecto que nos ocupa.
Artículo 29. Comprobación de la no existencia de concesiones de sección C, autorizaciones de sección B, y Permiso de Investigación, para la no necesariedad de determinación de compatibilidad o incompatibilidad de los trabajos.
Del Portal Andaluz de la Minería, de la Consejería Hacienda, Industria y Energía, se obtiene la información sobre las autorizaciones, concesiones y permisos de investigación de la zona de estudio. Tan solo aparece un permiso de investigación de la sección B que puede interferir con la cantera de la Sección A que se está proyectando. Se obtiene la ficha del recurso y aparece como caducado por lo que no afecta al proyecto que nos ocupa.
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Figura 10‐ Ficha de información del Permiso de Investigación Caducado.
3.3. ITC 07.01.02 PROYECTO DE EXPLOTACION
Esta ITC hace referencia al contenido mínimo que ha de tener el proyecto.
‐ Memoria que incluya métodos de explotación, vida, ritmo de explotación, taludes definidos, ubicación de las escombreras, maquinara, accesos e instalaciones. Definición de los bancos, número y dimensiones, accesos, caminos, definidos en planos con escala 1:1000.
‐ Definir la relación estéril‐mineral.
‐ Definir el tipo de arranque, y sistema de carga y transporte, y medios para la eliminación del polvo.
‐ Plano de situación a escala 1:50.000 o 25.000
‐ Plano de perímetro e instalaciones a escala 1:5.000 (con 500 metros alrededor del perímetro)
‐ Plano de explotación a escala 1:1.000
‐ Taquimétrico de la excavación a escala 1:500, y perfiles longitudinales y transversales.
‐ Geología del deposito
‐ Estudio geotécnico
‐ Instalaciones
3.4. ITC 07.01.03 TRABAJOS A CIELO ABIERTO
En esta Instrucción se definen los parámetros necesarios a tener en cuenta en el diseño de la explotación.
‐ Altura máxima frente 20 metros. 30 metros con estudio geotécnico y autorización de la Autoridad Minera. Para bancos finales 40 metros sin berma.
‐ Características geométricas de las pistas en función de diferentes factores. Pendientes medias 10 %, con 15 % puntual.
21 4. URBANISMO Y ORDENACION DEL TERRITORIO
La cantera se localiza en el término municipal de Rioja en la provincia de Almeria. El instrumento de planeamiento urbanismo del municipio de Rioja son las Normas Subsidiarias del 07/02/2001, publicadas en el Boletín Oficial de la Provincia de Almeria de 27/03/2001. Se encuentran adaptadas a la Ley 7/2002 de Ordenación Urbanística de Andalucía. Si bien no se encuentra aprobado, existe un Plan General de Ordenación Urbanística de Rioja de fecha Julio de 2009, documento utilizado para elaborar la cartografía y definir los suelos afectados. Según este Plan la cantera afecta a los siguientes Suelos No Urbanizables (plano nº7):
‐ SNU‐EPLE 2. Suelo No Urbanizable de Especial Protección por Legislación Específica. LIC Ramblas de Gergal, Tabernas y Sur de Sierra Alhamilla.
‐ SNU‐EPLE 3 B. Suelo No Urbanizable de Especial Protección por Legislación Específica.
Interes Cultural. Cerro del Fuerte.
‐ SNU‐EPPT 1. Suelo No Urbanizable de Especial Protección por Planificación Territorial.
CS‐9 Complejo Serrano.
Según Plan de Ordenación Territorial de la Aglomeración Urbana de Almeria (POTAUA), la cantera ocupa terrenos denominados Vertientes Alhamilla‐Subdesiertos. En su artículo 71 define las zonas de Protección Ambiental, incluyendo en esta categoría los espacios incluidos en la Red Natura 2000. En el artículo 71.4 cita “En los lugares designados Red Natura 2000 no incluidos en los Espacios Naturales Protegidos sólo se autorizarán aquellos planes o proyectos que, siendo coherentes con las determinaciones de los planes o instrumentos de gestión de estos lugares, y tras la evaluación de sus repercusiones sobre la Red Natura 2000, se determine su no afección a los hábitats naturales y las especies que motivaron su designación.”. De esta forma, obteniendo una Autorización Ambiental Unificada viable, cuyo estudio de impacto ambiental contenga un Estudio específico de afecciones a la Red Ecológica Europea Natura 2000, supondrá una compatibilidad de la actuación con el POTAUA. Por otro lado en el artículo 72 se define la zona de la cantera como zona de protección territorial, vertientes de Alhamilla‐
Subdesiertos. El articulo 73.5 cita “Las nuevas autorizaciones y concesiones de actividades extractivas o la ampliación de las existentes incluirán en el trámite de evaluación ambiental un estudio de integración paisajística.”. Se incluye en el proyecto un Análisis del Paisaje.
Según el Plan Especial de Protección del Medio Físico (PEPMF), la cantera ocupa terrenos denominados Complejos Serranos de Interés Ambiental. El artículo 8 del Plan establece la obligatoriedad de obtención de licencia urbanística a las actividades extractivas y las
instalaciones a su servicio. El artículo 24 hace mención especial a las Actividades Extractivas, determinando la necesariedad de autorización de la Comisión Provincial de Urbanismo. Por último la zona clasificada como Complejos Serranos de Interés Ambiental, es una zona de Protección Especial Compatible. El artículo 39.3.c) considera uso compatible las actuaciones colacionadas con la explotación de recursos mineros, que deberán contar siempre con la Declaración de Utilidad Pública y con Estudio de Impacto Ambiental.
23 5. ESTUDIO DE ALTERNATIVAS
Se plantean dos alternativas para el diseño de la explotación:
Alternativa 1. Consiste en continuar hacia el Oeste los bancos actuales conectando con la zona de explotación.
Alternativa 2. Consiste en dejar un corredor entre la cantera actual y el proyecto de ampliación que nos ocupa y diseñar las labores de forma independiente a la cantera existente.
Figura 11‐Mapa de diferentes alternativas
Un primer análisis de la cuestión permite concluir que el factor clave para la elección entre ambas opciones no es el de la técnica minera, sino el factor medioambiental. Del estudio de flora del Análisis Ambiental, se ha detectado la presencia de Euzomodendrum Bourgaenum, Maytenus Senegalensis y Salsola Papillosa en la vaguada que existe al oeste de la cantera existente. Estas especies están catalogadas como Vulnerables según el Catalogo Andaluz de Especies Amenazadas y el Catalogo Estatal de Especies Amenazadas.
Por este motivo y de forma clara la alternativa elegida debe ser la Alternativa 2, lo que supone desarrollar la explotación sobre una superficie de 83.620 m2, entre las cotas 330 msnm y 435 msnm. Los límites de la superficie de actuación vienen condicionados al Norte por la presencia del Paraje Natural Sierra Alhamilla y al sur por la presencia de un barranco que nos servirá de punto de evacuación de las aguas pluviales una vez restaurada la actuación. Al este vienen determinados por la vaguada con presencia de Euzomodendrum Bourgaenum, Maytenus Senegalensis y Salsola Papillosa, y al Oeste por la ladera de la montaña que explotaremos.
Las ventajas adicionales de la alternativa 2 es un mejor aprovechamiento del material frente a una mayor distancia de transporte. Actúa como un segundo hueco independiente, pudiendo restaurar completamente la antigua cantera sin estar esta restauración condicionada a las labores que se desarrollen en la ampliación.
25 6. METODO DE EXPLOTACION
La cantera proyectada es a cielo abierto, siendo una explotación en ladera con avance lateral y descendente. El método de explotación será arranque con explosivo y carga independiente del arranque. Ya que la potencia del recurso es superior a la altura de banco, se configura una explotación por banqueo descendente. Se realizará esta por niveles procediendo a la formación de bancos.
Debido a los condicionantes del Análisis Ambiental, no se efectuarán voladuras en la época de cría de las aves, entre los meses de febrero a mayo, por lo que se diseñan múltiples bancos largos en los que se puedan realizar varias voladuras sin la retirada del material volado.
Se generará un hueco minero con forma de herradura abierta hacia el Sur‐Este, siendo esta la dirección de los bancos principales.
Las características de los diferentes elementos de la cantera se definen en el punto 7.
Diseño de la cantera.
La relación Estéril‐Mineral es de 1:1. Por la experiencia de la cantera existente, la totalidad de los materiales son aprovechables, debido a que el primer corte 0‐25 mm, que podría ser susceptible de ser estéril, no presenta valores de plasticidad por presencia de arcillas o finos perjudiciales, por lo que puede ser comercializado como zahorra artificial. Por las características del afloramiento el recubrimiento de la caliza es inexistente, apareciendo en la zona de cantera algunos litosoles que por su escasa potencia no perjudican el uso como árido, pudiendo ser mezclados estos litosoles con la roca en las primeras voladuras.
27 7. DISEÑO DE LA CANTERA
Se diseña la cantera sobre una superficie de 83.620 metros cuadrados y un perímetro de 1.198 metros. Las coordenadas UTM del perímetro de la cantera en el sistema ETRS89 HUSO 30, son las siguientes:
VERTICE X UTM Y UTM
1 550.584,19 4.090.768,07
2 550.620,19 4.090.815,85
3 550.634,94 4.090.863,19
4 550.622,22 4.090.888,75
5 550.543,11 4.090.988,93
6 550.518,93 4.091.033,05
7 550.485,35 4.091.082,92
8 550.399,04 4.091.175,85
9 550.284,60 4.091.166,04
10 550.265,52 4.091.056,05
11 550.300,30 4.090.995,18
12 550.357,80 4.090.925,82
13 550.387,48 4.090.888,68
14 550.457,08 4.090.794,86
15 550.489,39 4.090.765,87
16 550.524,59 4.090.750,16
Desde el punto de vista del hueco minero, se dejará un canal de evacuación de aguas en dirección sur, hacia el barranco con cota 330. Este canal se dotará de una pendiente del 2,0%
para evitar la erosión. Los taludes se desarrollarán formando U con la parte abierta para el desalojo de aguas hacia el Sur‐Este.
Se opta por un diseño con bancos de 14 metros de altura, inclinación de 80º, con bermas de 9 metros.
7.1. ALTURA DE BANCO
A continuación se justifica la altura de banco de 14 metros. El equipo de arranque existente es una retroexcavadora de cadenas VOLVO EC460, con altura de corte máxima de 10,58 metros. Con esta configuración de bancos, la operación de saneo del frente tras la voladura se puede realizar simultáneamente a la carga del material. La retroexcavadora se situará sobre la pila de material volado, a una cota de 4 metros sobre el nivel del banco. Los volquetes se situarán a nivel del banco, quedando de esta forma la retroexcavadora sobre el nivel de los volquetes para la carga, lo que ofrece una excelente visibilidad. A su vez quedara un frente libre para el saneo de 10 metros de altura, disponiendo la retroexcavadora de altura de corte suficiente para realizar su saneo. Se producirá la carga en retroceso.
Se podría optar por bancos de mayor altura, y ajustarlos al límite de los 20 metros, o incluso a los 30 metros con autorización de la autoridad minera. Esta configuración reduce el coste de la voladura, debido a que los elementos más caros en una voladura son los detonadores y el iniciador (goma en nuestro caso). Estos elementos se reducen al reducir el número de barrenos por mayor longitud de estos a igualdad de cantidad de explosivo.
A continuación se realiza el estudio del coste comparado para voladuras con altura de banco de 14 metros y altura de banco de 20 metros.
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COSTE VOLADURA 14 METROS BANCO
ELEMENTO UD COSTE UNIT COSTE
Perforacion (m) 1.858,53 3,20 5.947,30
Nagolita (kg) 5.000,00 0,75 3.750,00
Riodin (cartucho) 492,00 3,10 1.525,20
Rionel MS 123,00 7,50 922,50
Rionel SCX 17 82,00 5,62 460,84
Rionel SCX 25 41,00 5,62 230,42
Tubo conductor C‐350 ( m) 200,00 0,50 100,00
Tte + administrativos 1,00 214,94 214,94
Trazabilidad explosivos 5.492,00 0,04 219,68
Trazabilidad detonadores 246,00 0,07 17,22
Servicio custodia vigilante (hora) 5,00 22,00 110,00
Mano de obra carga 7 operarios (hora) 35,00 15,00 525,00
TOTAL (€) 14.023,10
Produccion (m3) 21.419,22
Densidad (Tn/m3) 2,85
Produccion (Tn) 61.044,78
Coste (€/Tn) 0,23
COSTE VOLADURA 20 METROS BANCO
ELEMENTO UD COSTE UNIT COSTE
Perforacion (m) 1.653,60 3,20 5.291,52
Nagolita (kg) 4.956,90 0,75 3.717,68
Riodin (cartucho) 325,10 3,10 1.007,81
Rionel MS 78,00 7,50 585,00
Rionel SCX 17 52,00 5,62 292,24
Rionel SCX 25 26,00 5,62 146,12
Tubo conductor C‐350 ( m) 200,00 0,50 100,00
Tte + administrativos 1,00 214,94 214,94
Trazabilidad explosivos 5.282,00 0,04 211,28
Trazabilidad detonadores 130,00 0,07 9,10
Servicio custodia vigilante (hora) 5,00 22,00 110,00
Mano de obra carga 7 operarios (hora) 35,00 15,00 525,00
TOTAL (€) 12.210,69
Producción (m3) 19.404,84
Densidad (Tn/m3) 2,85
Producción (Tn) 55.303,79
Coste (€/Tn) 0,22
Se produce un ahorro del 4,34 % con la elección de bancos de 20 metros frente a bancos de 14 metros, con un ahorro anual de 1.900 €.
A pesar del ahorro por el método de voladura, habrá que disponer de una segunda retroexcavadora para realizar el saneo del frente, ya que con una sola maquina no se pueden realizar ambas operaciones. El ahorro conseguido con los bancos de 20 metros en ningún caso compensará la utilización de una segunda retroexcavadora para el saneo de frentes. Otras consideraciones relacionadas con la seguridad de la operación también irían en ese sentido. En relación al coste de perforación, y debido a que esta tarea se subcontratará por metro lineal perforado, la elección de bancos de 20 metros frente a bancos de 14 metros no supondrá reducción de costes. Este ahorro se produciría por la reducción de tiempos de traslado y posicionamiento entre barrenos en los bancos de 20 metros frente a los bancos de 14 metros.
Sí que se produciría un menor coste en la fase de carga en los bancos de 20 metros frente a los bancos de 14 metros debido a la formación de una pila de material más compacta, debiendo realizar el equipo de carga menores desplazamientos. Este último beneficio no justifica la elección de bancos de 20 metros frente a bancos de 14 metros.
7.2. ANGULO DE CARA DE BANCO
El ángulo de cara de banco se establece en 80º. No se opta por taludes más verticales, ya que debido a la descomposición de la roca, podrían producirse, por errores en la dirección de los barrenos, o por la propia naturaleza del macizo, taludes invertidos. Del estudio geotécnico se deduce que es un talud de trabajo estable.
7.3. BERMAS
Se definen bermas de 9 metros. Las bermas se utilizarán para la circulación de vehículos, por lo tanto se cumplirá lo reglamentado sobre pistas. El volquete de mayor tamaño presente en la explotación es el Volvo A40D, con una anchura de 3,432 metros = 3,50 metros. Se diseña una pista de un
31 que el tráfico no será intenso, sino normal. La barrera de material no franqueable se ejecutará con material volado, con una altura de 1,50 metros, talud del material 60º, suponiendo una anchura de 1,73 metros. No se precisa arcén de seguridad ya que no se prevé riesgo de deslizamientos, y la probabilidad de desprendimientos se minimiza por el saneo del frente en cada voladura. De esta forma el ancho de la berma es (1,5x3,5)+2+1,73 = 8,98 = 9 metros. De igual forma que sucede con el ángulo de talud, el perfil del frente en su conjunto considerando la berma calculada es estable geotécnicamente como se demuestra en el estudio geotécnico.
7.4. PISTA
Se diseña una pista general de acceso a la explotación que deberá superar un desnivel de 60 metros, desde la cota 360 hasta la cota 420.
TRAMO PENDIENTE LONGITUD
1 5,43 % 119,71 m
2 11,40 % 118,22 m
3 10,96 % 355,99 m
TOTAL 10,00 % 600,00 m
Se cumplen las limitaciones de la ITC 07.01.03 en cuanto a pendiente media del 10 % y pendiente máxima puntual del 15 %.
7.5. ACCESOS
Se proyectan 2 accesos puntuales para conectar la cota 364 con la cota 350, y la cota 350 con la cota 334. Se adopta una pendiente del 20%, máximo autorizado por la ITC 07.01.03, debido a la escasez de espacio, por realizarse estos accesos en la fase final de la explotación de la cantera. Ambos accesos, con idénticas características salvan un desnivel de 14 metros, y tienen una longitud de 70 metros, lo que supone una pendiente del 20%.
7.6. FASES DE TRABAJO
FASE 1. Se inician los trabajos mediante la apertura de la pista principal de la cantera. La pista se inicia en la cota 333 y termina en la cota 420. En un primer tramo aparece una zona de terraplén para lo cual se empleará el material desmontado. La segunda mitad de la pista se realizará en trinchera y toda la pista discurrirá en desmonte.
VOLUMEN DE DESMONTE (m3) 35.148
VOLUMEN DE TERRAPLEN (m3) 8.172
DIFERENCIA DESMONTE‐TERRAPLEN (m3) 26.976
DIFERENCIA DESMONTE‐TERRAPLEN (Tn) 76.881
DESMONTE TOTAL ACUMULADO (m3) 26.976
DESMONTE TOTAL ACUMULADO (Tn) 76.881
Plazo de ejecución de la Fase (años) 0,40
Plazo de ejecución acumulado (años) 0,40
FASE 2. Se apertura la plataforma a la cota 420 metros. El acceso a la plataforma se realiza a través de la pista principal.
VOLUMEN DE DESMONTE (m3) 33.182
VOLUMEN DE TERRAPLEN (m3) 5.171
DIFERENCIA DESMONTE‐TERRAPLEN (m3) 28.011
DIFERENCIA DESMONTE‐TERRAPLEN (Tn) 79.831
DESMONTE TOTAL ACUMULADO (m3) 54.987
DESMONTE TOTAL ACUMULADO (Tn) 156.712
Plazo de ejecución de la Fase (años) 0,42
Plazo de ejecución acumulado (años) 0,82
FASE 3. Se apertura la plataforma a la cota 406. Se utiliza la pista principal para acceder a la plataforma de cota 406.
VOLUMEN DE DESMONTE (m3) 205.030
VOLUMEN DE TERRAPLEN (m3) 10.321
DIFERENCIA DESMONTE‐TERRAPLEN (m3) 194.709
DIFERENCIA DESMONTE‐TERRAPLEN (Tn) 554.920
DESMONTE TOTAL ACUMULADO (m3) 249.696
DESMONTE TOTAL ACUMULADO (Tn) 711.633
Plazo de ejecución de la Fase (años) 2,92
33 FASE 4. Se apertura la plataforma de la cota 392. Se utiliza la pista principal para acceder a la plataforma de cota 392.
VOLUMEN DE DESMONTE (m3) 400.259
VOLUMEN DE TERRAPLEN (m3) 4.039
DIFERENCIA DESMONTE‐TERRAPLEN (m3) 396.220
DIFERENCIA DESMONTE‐TERRAPLEN (Tn) 1.129.227
DESMONTE TOTAL ACUMULADO (m3) 645.916
DESMONTE TOTAL ACUMULADO (Tn) 1.840.860
Plazo de ejecución de la Fase (años) 5,94
Plazo de ejecución acumulado (años) 9,68
FASE 5. Apertura de la plataforma de cota 378.
VOLUMEN DE DESMONTE (m3) 577.396
VOLUMEN DE TERRAPLEN (m3) 3.677
DIFERENCIA DESMONTE‐TERRAPLEN (m3) 573.719
DIFERENCIA DESMONTE‐TERRAPLEN (Tn) 1.635.099
DESMONTE TOTAL ACUMULADO (m3) 1.219.635
DESMONTE TOTAL ACUMULADO (Tn) 3.475.959
Plazo de ejecución de la Fase (años) 8,60
Plazo de ejecución acumulado (años) 18,29
FASE 6. Apertura de la plataforma de cota 364.
VOLUMEN DE DESMONTE (m3) 675590
VOLUMEN DE TERRAPLEN (m3) 4.162
DIFERENCIA DESMONTE‐TERRAPLEN (m3) 671.428
DIFERENCIA DESMONTE‐TERRAPLEN (Tn) 1.913.569
DESMONTE TOTAL ACUMULADO (m3) 1.891.063
DESMONTE TOTAL ACUMULADO (Tn) 5.389.529
Plazo de ejecución de la Fase (años) 10,07
Plazo de ejecución acumulado (años) 28,36
FASE 7. Apertura de la plataforma de cota 350. Para acceder a esta plataforma habrá que realizar un acceso con carácter previo.
VOLUMEN DE DESMONTE (m3) 574.191
VOLUMEN DE TERRAPLEN (m3) 6.257
DIFERENCIA DESMONTE‐TERRAPLEN (m3) 567.934
DIFERENCIA DESMONTE‐TERRAPLEN (Tn) 1.618.611
DESMONTE TOTAL ACUMULADO (m3) 2.458.997
DESMONTE TOTAL ACUMULADO (Tn) 7.008.141
Plazo de ejecución de la Fase (años) 8,51
Plazo de ejecución acumulado (años) 36,88
FASE 8. Apertura de la plataforma de cota 336. Para acceder a esta plataforma habrá que realizar un acceso con carácter previo.
VOLUMEN DE DESMONTE (m3) 384.258
VOLUMEN DE TERRAPLEN (m3) 22.101
DIFERENCIA DESMONTE‐TERRAPLEN (m3) 362.157
DIFERENCIA DESMONTE‐TERRAPLEN (Tn) 1.032.147
DESMONTE TOTAL ACUMULADO (m3) 2.821.154
DESMONTE TOTAL ACUMULADO (Tn) 8.040.288
Plazo de ejecución de la Fase (años) 5,43
Plazo de ejecución acumulado (años) 42,31
Se obtiene una excavación total de 2.821.154 metros cúbicos, equivalentes a 8.040.288 Toneladas, con una vida útil de 42 años y 4 meses para una producción anual de 190.000 Toneladas.
35 8. RITMO DE PRODUCCION
La cantera actual tiene las ventas anuales que se muestran en la tabla.
Descripción de artículo 2015 2016 2017 2018
TONELADA DE ARENA 0‐3 MACHAQUEO 33,4 610,86 663,24 91,32
TONELADA DE ARENA 0‐5 MACHAQUEO 46.865,02 49.889,91 56.996,31 48.643,02 TONELADA DE ARENA ASIENTO TUBERIAS 1.723,59 620,88 3.335,34 3.871,68
TONELADA DE GRAVA 2‐5 MACHAQUEO LAV 358,42 1.267,86 991,18
TONELADA DE ESCOLLERA 8.017,96 2.106,25 3.311,82 812,84
TONELADA DE GRAVA 2‐5 MACHAQUEO 969,58 643,54 1.058,58 770,64
TONELADA DE GRAVA 5‐11 MACHAQUEO 29.351,63 21.077,60 28.527,96 36.693,60 TONELADA DE GRAVA 11‐16 MACHAQUEO 6.444,84 3.156,27 5.220,24 5.840,88 TONELADA DE GRAVA 11‐22 MACHAQUEO 10.997,49 21.283,65 18.406,88 17.879,12 TONELADA DE GRAVA 22‐32 MACHAQUEO 157,2 3.855,98 1.391,70 1.900,72
TONELADA DE PIEDRA PARTIDA 10,62 326,98 316,92
TONELADA DE SUELO SELECCIONADO 2.469,09 4.952,98
TONELADA DE ZAHORRA ARTIFICIAL 58.530,21 29.186,40 37.204,30 63.594,68
TONELADA DE TODO UNO 1.509,35 204
Total 167.079,98 133.116,74 157.588,23 186.359,58
Dimensionamos nuestra cantera para 190.000 Toneladas anuales.
De los análisis disponibles para la cantera existente se tiene un valor de densidad aparente de 2,85 Tn/m3.
Figura 13 ‐ Extracto de ensayo real.
Dado que se aprovecha el 100% del material volado, tendremos una cubicación en banco de 190.000 / 2,85 = 66.666 m3.
El número de voladuras necesarias será de 67.857 m3/21.419,22 m3/voladura = 3,11 = 4 voladuras. Se proyecta una voladura extra en previsión de un aumento esporádico de la
producción o algún posible problema de empotramiento de alguna de las voladuras. Por lo tanto, el número de voladuras anual es de 5.
37 9. VOLADURA TIPO
Las voladuras proyectadas serán No eléctricas. Se usarán detonadores no eléctricos para la iniciación en fondo con igual retardo de 750 ms, y conectores en superficie de diferentes retardos (9 ms, 17 ms, 25 ms, 42 ms) que facilitan la secuenciación entre los barrenos. El retardo de 750 ms en los detonadores de fondo posibilita que cuando detona el primer barreno ya se ha producido la iniciación de prácticamente la totalidad de los conectores de superficie. Los cálculos efectuados se realizan en base a la Guía de buenas prácticas en el diseño y ejecución de voladuras en banco de la Dirección General de política energética y minas y del Manual de perforación, explosivos y voladuras (Lopez Jimeno et al. 2017).
Los datos de partida son los siguientes:
H=14 metros Inclinación = α = 10º
Diámetro de perforación = D = 3’ = 76 mm
Piedra (B) = (30 a 45) x D/1000. Ya que la roca es una caliza de dureza blanda, y la experiencia con la cantera existente nos demuestra que las voladuras no se empotran con valores de piedra elevados, adoptamos un parámetro de 45, resultando una piedra
B = 45 x 76/1000 = 3,42 = 3,50 metros
Espaciamiento (S) = (1 a 1,25) x B. Un excesivo espaciamiento producirá un exceso de finos. Por la experiencia con la cantera existente, la roca se encuentra con un grado de alteración alto, por lo que se producen grandes cantidades de finos en las voladuras. Se adopta por lo tanto un valor del parámetro de 1 y de espaciamiento
S = 1 x 3,5 = 3,50 metros
Retacado (T). Se recomienda 25 veces el diámetro de perforación. T = 25 x 76 = 1,90 = 2,00 metros. Dado que se pretende cuidar al máximo las condiciones de la voladura en cuanto a proyecciones y a escapes de gases por la parte superior de los barrenos, debido a la especial sensibilidad medioambiental de la zona, y dado que por la experiencia de la cantera existente es una solución válida, se adopta un valor de retacado de 3 metros. Este valor elevado de retacado podría conllevar la producción de escolleras, lo cual no es un factor negativo, ya que es un material con salida comercial.
T = 3 metros
Sobreperforación (J) = 11 x D = 11 x 76 = 0,836 = 0,85 metros J=0,85 metros
Longitud de perforación
𝐿 𝐻
cos 𝛼 1 𝛼
100
14
cos 10 1 10
100 15,11 𝑚 Volumen arrancado. VR = B x S x H/cos(α) = 3,5 x 3,5 x 14/cos(10) = 174,14 m3/barreno Rendimiento de arranque. RA = VR / L = 174,14 / 15,11 = 11,52 m3/mperforado
Longitud de carga de fondo. Lf = 1,3 x B = 4,55. Otros autores mostrados en los apuntes de la asignatura de Manejo de Explosivos del Grado de Ingeniería de Recursos Minerales y Energéticos de la Universidad Politécnica de Cartagena dan un valor Lf = 30 x D = 30 x 76 =2,28 metros o un valor de Lf = 2 x J = 2 x 0,85 = 1,7. Adoptamos esta última solución por ser más coherente con la experiencia de voladuras en la cantera existente.
Dado que el explosivo utilizado para la carga de fondo será dinamita RIODIN HE 50x380mm, Lf = 1,7 / 0,38 = 4,47 cartuchos = 4 cartuchos Lf = 4 x 0,38 = 1,52 metros
Longitud de carga de columna. Lc = L – T – Lf = 15,11 – 3 – 1,52 = 10,59 metros
Carga de fondo. Los cartuchos RIODIN HE 50x380mm tienen un peso unitario de 1,042 kg. Por lo tanto, Qf = 4 x 1,042 = 4,168 kg
Carga de columna. Para la carga de columna se usará nagolita Rioxam ST, con una densidad de 0,84 g/cm3, tendremos π x D2/4 x 1 x dnagolita = 3,81 kg/metro.
Qc = 3,81 x 10,59 = 40,34 kg
39 CONTROL DE VIBRACIONES PRODUCIDAS POR VOLADURAS
Se utiliza la norma UNE 22‐381‐93. Adoptamos un macizo rocoso de dureza Media con Fr=1, y calculamos para cada una de las estructuras cercanas la carga corregida, siendo la carga instantánea Q = Qf + Qc = 4,168 + 40,34 = 44,508.
𝑄𝑐 𝐹𝑟 𝐹𝑒 𝑄
Las estructuras colindantes que aparecen en la zona de estudio son las que siguen:
Centro de Transformación. Estructura Grupo I ubicada a 334 metros.
Qc = 1 x 0,28 x 44,508 = 12,46 kg
Cortijo. Estructura Grupo II ubicada a 450 metros.
Qc = 1 x 1 x 44,508 = 44,508 kg
Nave control placas solares. Estructura Grupo I ubicada a 364 metros.
Qc = 1 x 0,28 x 44,508 = 12,46 kg
Figura 14 ‐ Plano de distancias de elementos sensibles a la voladura.
Figura 15 ‐ Tabla carga/distancia general. Seleccion del tipo de estudio
En el caso del Centro de Transformación y del Cortijo estamos en zona de Proyecto Tipo, por lo que no será necesario ni la elaboración de un estudio preliminar de vibraciones ni se requerirá una medición de control de la voladura proyectada. El caso de la nave de control de las placas solares no se valora ya que tienen la misma carga corregida que el centro de transformación y una distancia superior a este.
41 Se define el esquema de voladura (plano nº22)
Figura 16 ‐ Esquema de voladura. Elaboración propia.
Adoptamos una voladura con una carga de nagolita de 5000 kg, una cantidad que, para manejo de los sacos a mano, se ejecuta en un tiempo razonable de entre 3 y 4 horas.
Nº de barrenos = 5.000 / 40,34 = 123 barrenos.
Nº de filas = 3
Nº de barrenos por fila = 41
Volumen total arrancado = 123 x 174,14 = 21.419,22 m3 Longitud total perforada = 123 x 15,11 = 1.858,53 m
PEDIDO COMERCIAL
ELEMENTO UNIDADES KILOGRAMOS
RIODIN HE 50X380 mm 492 CARTUCHOS (1,042 KG) 512,66
NAGOLITA RIOXAM ST 200 SACOS (25 KG) 5.000
RIONEL MS 21 m Nº20 (500 ms) 123 UD ‐
RIONEL SCX 25 6 m 41 UD ‐
RIONEL SCX 17 6 m 82 UD ‐
TUBO CONDUCTOR C‐350 200 metros ‐
43 10. ESTUDIO DE PAISAJE
El estudio del paisaje se ha realizado en Anexo independiente, Anexo 1 Estudio del Paisaje.
En primer lugar, se ha definido el ámbito de estudio, fijando un umbral de nitidez de 3.000 metros alrededor de la actuación. A continuación, se han definido los Recursos Visuales presentes en nuestro ámbito de estudio. Los más importantes son la autovía A‐92, el núcleo de población de Abriojal y la carretera provincial AL‐3100. Por último se ha realizado una caracterización del paisaje identificando los Recursos Paisajísticos, siendo el más importante el Paraje Natural de Sierra Alhamilla. Para evaluar este recurso se han estudiado las diferentes rutas de senderismo existentes debido a que será la única forma de visualizar la actuación.
Del estudio del paisaje realizado se observa una calidad del paisaje ALTA. En cuanto a la repercusion, el proyecto no tiene una gran afección sobre el mismo ya que no es visible desde un alto número de recursos paisajísticos como podrían ser núcleos de población, miradores, senderos. Tan solo se observa desde dos senderos, sobre los que habría que estudiar medidas concretas a adoptar de cara a ocultar la visión de la actuación.
Por último, el elemento más delicado es la Ruta El Fuerte, ya que además de ser visible, circula por una zona sensiblemente cercana a la explotación proyectada. Sobre esta ruta habrá que realizar un estudio concreto realizando una serie de actuaciones:
Correcta señalización y balizamiento
Adecuación del camino para evitar que los usuarios lo abandonen.
Medidas de embellecimiento del entorno para minimizar los efectos de la actuación sobre el usuario del camino.
Actuación pedagógica. Colocación de carteles explicativos mostrando los beneficios de la actividad para la economía de la zona, las labores de restauración que se desarrollaran o el valor y los usos de los arados en la vida cotidiana.
45 11. ALTERNATIVAS DE TALUDES FINALES Y DE RESTAURACION
En el punto 3 Método de explotación y diseño de la cantera se ha justificado la elección de unos bancos de 14 metros y 80º de inclinación.
11.1. TALUDES FINALES
Figura 17.1 ‐ Ubicación en planta de los perfiles longitudinales.
En la cantera de han diseñado dos taludes finales de explotación. El perfil I‐I, que presenta una pendiente mayor. Tiene una pendiente media de 54º, una pendiente máxima de 61º en el tramo situado entre las cotas 434 y 378, y una pendiente mínima de 47º entre las cotas 378 y 336.
Figura 17.2 ‐ Perfil longitudinal I‐I´.
47
Por otro lado, se ha diseñado el talud II‐II´ con una pendiente menor debido a los condicionantes del perfil de restauración. Se adopta un perfil final de explotación de 46º.
Figura 17.3‐ Perfil longitudinal II‐II´.
11.2. TALUDES DE RESTAURACION
Figura 18.1 ‐ Ubicación en planta de restauración de los perfiles longitudinales.
Para el perfil de restauración se adopta, longitudinalmente, una pendiente del 104 %, aproximadamente 45º, que se asemeja a la topografía de los afloramientos calizos de la zona.
En el proyecto de restauración se tratará el tratamiento a realizar sobre la superficie una vez ejecutada la adaptación topográfica anteriormente descrita. Una vez terminada la pendiente de la ladera, se inicia un canal de drenaje con una pendiente del 2%, que asegura la no erosión del cauce.
49
Figura 18.2‐ Perfil longitudinal III‐III´.
Trasversalmente se ejecutan dos laderas con pendientes de 54 % (2H:1V) y (3H:1V). Se consideran pendientes suficientemente tumbadas para no producir fenómenos de erosión o acarcavamientos. En el proyecto de restauración habrá que prestar especial atención a la ladera de 54 % de cara a las medidas a adoptar en su tratamiento superficial y restauración vegetal para minimizar los efectos de posibles erosiones. Estas laderas verterán sus aguas en el canal de drenaje proyectado.
Figura 18.3‐ Perfil longitudinal IV‐IV´.
51 12. DEFINICION DE LAS LABORES DE EXPLOTACION
Se procede a describir las labores de explotación y los equipos necesarios para su desarrollo asi como el personal que se ocupará. Según el artículo 67 del VI Convenio General del Sector de la Construcción, aplicable a las canteras de áridos, las horas de trabajo anuales se fijan en 1736 horas. De esta forma, para una producción anual de 190.000 Tn, necesitamos una producción horaria de 109,44 Tn/hora.
12.1. Consideraciones previas
Para los diferentes cálculos que se realizan a continuación se ha usado el Manual de Arranque, Carga y Transporte en Minería a Cielo Abierto del Instituto Tecnológico Geominero de España.
Los datos previos de los que se disponen son los siguientes:
Densidad aparente en banco dB= 2,85 Tn/m3
Eficiencia operativa global. Es el producto de la eficiencia de la operación, relacionada con pérdidas de tiempo por cambios de tajo, climatología, experiencia del operador, y de la disponibilidad, definida como la disposición de los equipos para trabajar el tiempo de trabajo programado en relación con pérdidas por averías imprevistas o reparaciones rutinarias. Se puede estimar con la siguiente tabla en 0,66, suponiendo unas condiciones de trabajo regulares y una calidad de la organización regular.
Figura 19 – Tabla I, fuente Manual de Arranque, C y T en Mineria del ITGE.
Factor de conversión volumétrica. Es la relación entre el volumen suelto y el volumen en banco. Obtenemos su valor de la tabla IV. V = FCV = Vs / VB = 0,60
Figura 20 – Tabla IV, fuente Manual de Arranque, C y T en Mineria del ITGE.
Densidad suelta. dS = FCV x dB = 0,60 x 2,85 = 1,71 Tn/m3.
Producciones
o 109,44 Tn/hora o 38,40 m3B/hora o 64,00 m3S/hora
12.2. Maquinaria
12.2.1. Perforadora
Las tareas de perforación serán subcontratadas por la empresa. Se define una perforadora, la cual deberá ser tomada como referencia por la empresa subcontratista. Se empleará perforadora hidráulica con martillo en cabeza, dotada de carro de orugas y de cabina para operador con sistema ROPS y FOPS. Los barrenos se realizarán en 76 mm (3``) con varillaje T45.
ATLAS COPCO FLEXIROC T35
53
‐ Potencia motor: 168 kw.
‐ Capacidad de aire: 127 l/s.
12.2.2. Retroexcavadora de cadenas
La cargadora que se utilizará en las tareas en el frente de carga y saneo será una excavadora Volvo EC 460 BLC con equipo retro. A continuación, se detallan las características fundamentales de la máquina. Monta un cazo, material colmado ISO 7451 con ángulo de reposo 1:1, de 3 m3.
Figura 21‐ Detalle de rodaje de Retroexcavadora Volvo EC460 extraído del catálogo oficial.
Figura 22 ‐ Detalle de características de Retroexcavadora Volvo EC460 extraído del catálogo oficial.
Figura 23 ‐ Detalle de dimensiones de Retroexcavadora Volvo EC460 extraído del catálogo oficial.
55
Figura 24 ‐ Detalle de dimensiones de Retroexcavadora Volvo EC460 extraído del catálogo oficial.
La producción de este elemento se calcula con la siguiente formula.
𝑃 60 𝐶𝑐 𝐸 𝐹 𝐻 𝐴
𝑇𝑐
𝑚 𝑠 ℎ Donde:
P = Producción de la máquina en m3s/h (metros cúbicos de material suelto).
Cc = Capacidad del cazo en m3 = 3 m3. E = Factor de eficiencia = 0,66.
F = Factor de llenado del cazo. Se expresa como porcentaje de la carga media sobre la máxima teórica posible. Se obtiene de una tabla en función del estado de material a cargar, en este caso material volado que presentara excavabilidad media, y en función del equipo de carga. F = 0,9.