Figura 1. Esquema de la piedra V efectiva, también llamada burden o valor de mínima resistencia
En un artículo anterior, presentamos el método de Langefors y Kihlström para voladuras en banco de pequeño diámetro. En él se incluía una fórmula para calcular el valor de la piedra, también conocido como valor de mínima resistencia o burden. Sin embargo, existen otros métodos para calcular este valor.
El problema que se presenta a continuación incluye cinco métodos y dos nomogramas originales para su cálculo. Al comparar los resultados, es evidente que son bastante similares. No obstante, es posible que la piedra calculada tenga un margen de error que puede corregirse en las siguientes voladuras.
Agradezco sinceramente la colaboración de los profesores Pedro Martínez Pagán y Trevor Blight en la elaboración de los nomogramas. A continuación, comparto estos nomogramas junto con la solución correspondiente al problema. Espero que esta información sea de utilidad e interés para mis lectores.
LANGEFORS, U.; KIHLSTRÖM, B. (1963). Técnica moderna de voladuras de rocas. Editorial URMO, Bilbao, 425 pp.
MARTÍ, J.V.; YEPES, V.; GONZÁLEZ, F.; ALCALÁ, J. (2012). Técnicas de voladuras y excavación en túneles. Editorial de la Universitat Politècnica de València. Ref. 530, 165 pp.
Figura 1. Relación entre los parámetros de una criba.
Sea una partícula esférica de diámetro d que cae perpendicularmente a la superficie de cribado. La probabilidad P de que pase a través de la malla, sin considerar los roces o rebotes en los hilos de la malla, puede expresarse como la relación entre el área libre en la que la partícula puede pasar libremente y el área total de la malla, incluida la porción del hilo.
Siendo a la abertura cuadrada de la criba y b el diámetro de los alambres, tal y como se puede ver en la Figura 1, la expresión sería la siguiente:
En la expresión anterior, el primer término se refiere a la proporción del área de paso efectiva, que depende de la relación entre el tamaño de la partícula y la abertura de la malla. El segundo término representa la proporción de la superficie de cribado libre de obstáculos, lo que permite el paso de la partícula.
La probabilidad de ser cribado para un grano de tamaño d<a, cuando se da un número n de rebotes encima de la criba será:
Prob (1) Probabilidad de pasar en un salto
Prob (0) = 1 – Prob (1) Probabilidad de no pasar en un salto
Por tanto, la probabilidad de no pasar en n rebotes será:
Como la suma de la probabilidad de paso más la de no paso es igual a uno, tenemos por diferencia que la probabilidad de paso de una partícula de tamaño d<a, para el total de n rebotes encima de la criba, se obtiene de la siguiente expresión general:
Y, por tanto,
Esta expresión no considera la interacción entre las partículas ni otros factores presentes durante el proceso de cribado; sin embargo, permite deducir propiedades esenciales del funcionamiento de una criba.
A continuación, comparto un par de problemas resueltos que espero os resulten útiles. Se puede ver que las partículas con un tamaño menor que la mitad de la malla de la criba pasan inmediatamente al caer y prácticamente no afectan el cálculo de su capacidad, siempre que su proporción sea baja. Por tanto, en los cálculos de la capacidad de una criba, se consideran los tamaños comprendidos entre 0,5 y 1 vez el tamaño de la malla. Se ha determinado que los granos con tamaños entre 0,5 y 1,5 veces el tamaño de la malla son los que más intervienen en el cribado, causando cierta obstrucción. Estos granos se conocen como tamaños críticos. En general, la criba directa, tanto en seco como en húmedo, se limita a tamaños de hasta 0,5 mm, salvo algunos casos específicos que pueden alcanzar 0,1 o 0,2 mm.
LÓPEZ JIMENO, C. (ed.) (1998). Manual de áridos. Prospección, explotación y aplicaciones. E.T.S. de Ingenieros de Minas de Madrid, 607 pp.
LÓPEZ JIMENO, C.; LUACES, C. (eds.) (2020). Manual de Áridos para el Siglo XXI. Asociación Nacional de Empresarios Fabricantes de Áridos— ANEFA, Madrid, 1328 pp.
MARTÍ, J.V.; GONZÁLEZ, F.; YEPES, V. (2005). Temas de procedimientos de construcción. Extracción y tratamiento de áridos. Editorial de la Universidad Politécnica de Valencia. Ref. 2005.165. Valencia, 74 pp.
MARTÍNEZ PAGÁN, P. (2021). Ejercicios resueltos de plantas de tratamiento de recursos minerales. Universidad Politécnica de Cartagena, CRAI Biblioteca, Cartagena, 211 pp.
WILLS, B.A.; NAPIER-MUNN, T. (2006). Mineral Processing Technology. An Introduction to the Practical Aspects of Ore Treatment and Mineral Recovery. Elsevier Science & Technology Books, 7th edition.
Figura 1. Molino de bolas. https://commons.wikimedia.org/wiki/File:Ball_mill.gif
La velocidad crítica es aquella a la que una partícula infinitesimal en la periferia interna del molino se centrifugaría (se puede ver en las Figuras 1 y 2). Cuando se alcanza esta velocidad, el molino pierde su capacidad de molienda, ya que una parte de la carga de materiales molturadores deja de funcionar.
Siguiendo la recomendación de Wills y Napier-Munn (2006), se recomienda que el molino opere entre el 50% y el 90% de su velocidad crítica, según factores económicos. Sin embargo, el punto de máxima eficiencia, medido por la potencia requerida para accionar el molino, se sitúa cerca del 75%. Por lo tanto, se suelen utilizar velocidades de rotación del 65-70% en los molinos de bolas y del 50-70% en los molinos de barras.
Figura 2. Equilibrio entre el peso de una partícula y la fuerza centrífuga dentro de un molino de bolas
A continuación, os presento la demostración de dicha velocidad crítica y un problema de aplicación. Podéis observar que esta velocidad crítica es independiente del tipo de material molido. Espero que os sea de interés.
LÓPEZ JIMENO, C.; LUACES, C. (eds.) (2020). Manual de Áridos para el Siglo XXI. Asociación Nacional de Empresarios Fabricantes de Áridos— ANEFA, Madrid, 1328 pp.
MARTÍ, J.V.; GONZÁLEZ, F.; YEPES, V. (2005). Temas de procedimientos de construcción. Extracción y tratamiento de áridos. Editorial de la Universidad Politécnica de Valencia. Ref. 2005.165. Valencia, 74 pp.
MARTÍNEZ PAGÁN, P. (2021). Ejercicios resueltos de plantas de tratamiento de recursos minerales. Universidad Politécnica de Cartagena, CRAI Biblioteca, Cartagena, 211 pp.
WILLS, B.A.; NAPIER-MUNN, T. (2006). Mineral Processing Technology. An Introduction to the Practical Aspects of Ore Treatment and Mineral Recovery. Elsevier Science & Technology Books, 7th edition.
Figura 1. Trómel lavador de áridos. https://minerales-maquinaria.com/tromer-lavador-de-aridos-y-minerales/
Las cribadoras tipo trómel son tambores giratorios constituidos por chapas perforadas curvadas o paneles de malla ensamblados en un cilindro que gira alrededor de su eje central o a través de un tren de neumáticos, con entre 4 y 24 ruedas, de las cuales la mitad son motrices. Trabajan tanto en vía seca como en húmeda, aunque es común que sean trómeles lavadores.
La rotación favorece la disgregación del material, desempeñando así un papel de lavado. El rechazo se transporta por el tambor hasta que se descarga por el extremo del equipo. Para facilitar el movimiento del material en su interior, están inclinados entre 5° y 7° respecto a la horizontal y están equipados con deflectores internos que empujan y voltean el material. La limpieza de los orificios se realiza facilitando la caída del grano atascado a su paso por la parte superior de su recorrido, donde la gravedad hace que las partículas caigan con la ayuda de las vibraciones que acompañan el movimiento.
Los tambores giran entre un 30 % y un 45 % de su velocidad crítica, evitando el centrifugado, con una velocidad periférica de 40 a 50 r.p.m. La capacidad de transporte se puede estimar como 32·Di2 (m³/h), donde Di es el diámetro interno del tambor expresado en metros. Estas cribas suministran el material clasificado por tamaños, empezando por la fracción más fina y terminando con la más gruesa. Es por ello que los diámetros de las cribas van de menor a mayor (Figura 2). Los finos se descargan a través de las paredes del cilindro.
Figura 2. Trómel de cribado. https://en.wikipedia.org/wiki/Trommel_screen
Las dimensiones habituales del diámetro interno de estos trómeles varían entre 1,5 y 3 m, con longitudes aproximadas de tres veces este diámetro y potencias entre 22 y 130 kW. Sus capacidades de lavado oscilan entre 50 y 450 t/h cuando la densidad aparente del material es de 1,6 t/m³, admitiendo tamaños máximos de entrada de 150 a 300 mm.
Los trómeles lavadores reciben agua y áridos por la boca más alta, permitiendo el volteo, una atrición que libera las tierras y arcilla que acompañan a los áridos, saliendo limpios por la boca opuesta. Pueden ser de dos tipos: de simple corriente, para áridos de tamaños entre 180 y 400 mm, y a contracorriente, para tamaños entre 90 y 260 mm. El consumo de agua varía entre los 150 y los 2.000 m³/h, dependiendo del tamaño y de si el flujo va en la misma dirección que el material. A contracorriente se emplea menos, aunque su consumo de agua es menor.
El tiempo de permanencia del árido en el cilindro determina el efecto de lavado deseado. Este periodo, para áridos fáciles de lavar, está en torno a un minuto y medio, pero puede más que duplicarse en el caso de que los materiales arcillosos o de aglomerados sean elevados, reduciéndose la capacidad entre un 30 % y un 50 %. A mayor tiempo de permanencia, mayor es el índice de llenado, lo que aumenta la potencia empleada para mover el cilindro con una carga mayor.
Figura 3. Trómel de lavado. https://www.thprocess.com/es/productos/tromel-de-lavado-tl
Las ventajas del trómel son la ausencia de vibraciones, una construcción sencilla y barata, facilidad de separación con una instalación única. Entre los inconvenientes, destacan su capacidad relativamente pequeña y la dificultad de mantenimiento de las superficies de criba. La capacidad de lavado es baja, de 0,1 a 1,5 t/h/m² por mm de abertura, debido a la proporción reducida de la superficie del tamiz que se utiliza durante su giro. Hoy en día se están sustituyendo por una combinación de trómel desenlodador y tamices vibrantes inclinados. Sin embargo, siguen montándose en grupos móviles de machaqueo y clasificación, con pequeña producción (hasta 35 t/h). Aún se conservan en el tratamiento de áridos para producir arenas sin finos y también a la salida del producto de molinos de bolas o barras. Se emplean en plantas de lavado de arenas e instalaciones de clasificación y de reciclado. Otra aplicación es colocarlo en la salida de los molinos de bolas o de barras, evitando que las piezas molturantes desgastadas pasen a las siguientes etapas. En los molinos autógenos y semiautógenos, el trómel retira los guijarros (pebbles) para su posterior trituración.
Se construyen dos tipos de trómeles. Los de construcción ligera, que no presentan revestimiento interior y tienen un gran diámetro de boca, lo que supone un bajo nivel de llenado y una baja potencia de accionamiento, con un bajo efecto de lavado.Los de construcción pesada tienen un revestimiento interior desmontable, un diámetro de boca reducido y una potencia elevada. Estos últimos operan con un alto porcentaje de llenado y un alto efecto de lavado.
He grabado un vídeo explicativo sobre este tema que, espero, os sea útil.
Os dejo algunos vídeos explicativos que espero sean de vuestro interés.
Referencias:
FUEYO, L. (1999). Equipos de trituración, molienda y clasificación. Tecnología, diseño y aplicación. Ed. Rocas y Minerales, Madrid, 360 pp.
MARFANY, A. (2004). Tecnología de canteras y graveras. Fueyo Editores, Madrid, 525 pp.
LÓPEZ JIMENO, C. (ed.) (1998). Manual de áridos. Prospección, explotación y aplicaciones. 3ª edición, E.T.S. de Ingenieros de Minas de Madrid, 607 pp.
LÓPEZ JIMENO, C.; LUACES, C. (eds.) (2020). Manual de Áridos para el Siglo XXI. Asociación Nacional de Empresarios Fabricantes de Áridos — ANEFA, Madrid, 1328 pp.
MARTÍ, J.V.; GONZÁLEZ, F.; YEPES, V. (2005). Temas de procedimientos de construcción. Extracción y tratamiento de áridos. Editorial de la Universidad Politécnica de Valencia. Ref. 2005.165. Valencia, 74 pp.
Figura 1. Molino de bolas. https://carbosystem.com/como-funciona-un-molino-de-bolas/
El proceso de molienda es el último paso en la fragmentación del material tras la trituración. Se logra la fragmentación al combinar fuerzas de compresión, corte, percusión y abrasión. Se estima que la molienda consume la mitad de la energía total utilizada en los molinos.
El tamaño de salida en esta etapa de molienda puede variar entre milímetros y micras. La molienda gruesa produce tamaños de 1 a 2 mm; la molienda media, de 200 a 500 micras; la molienda fina, de 50 a 100 micras; y la molienda ultrafina, de 10 micras.
Los molinos de rodamiento de carga, también conocidos simplemente como molinos, realizan este proceso tanto en seco como en húmedo. Estos incluyen cuerpos molturantes como barras, bolas, guijarros de sílex o incluso fragmentos gruesos del material para ayudar en la fragmentación. Por lo tanto, una primera clasificación de los molinos se puede hacer según el tipo de cuerpos molturantes utilizados:
Molinos de barras: se emplean para moliendas más gruesas. Las barras se fabrican en acero de alto contenido en carbono y límite elástico.
Molinos de bolas: se emplean en molienda fina. Las bolas se fabrican en acero de fundición o en acero forjado aleado al Cr-Mo para ser resistentes al desgaste por impacto, o en acero forjado aleado al Ni para ser resistentes a la abrasión. A veces tienen formas cilíndricas o troncocónicas.
Molinos autógenos o semiautógenos: Los cuerpos de molienda pueden ser el propio mineral (AG) o un porcentaje de mineral y otro de bolas u otro tipo (SAG).
Molinos de pebbles: se utilizan cuerpos no metálicos, ya sean naturales o fabricados. Es el caso de guijarros de silex o de porcelana para evitar la contaminación del mineral por el desgaste del acero.
La molienda se puede realizar por volcamiento, por agitación o por vibración, tal y como se puede observar en la Figura 2.
Figura 2. Tipos de molienda
La molienda por vía seca no debería tener un contenido de agua superior al 2%, ya que si el nivel de humedad supera el 8 % al 9 %, la pasta pegajosa resultante impedirá los choques y la abrasión, lo que disminuirá el rendimiento del proceso. El mejor rendimiento se logra con una humedad baja (1 %), lo que favorece la rotura de los granos. La vía seca es necesaria cuando se trata de sustancias que reaccionan con el agua, como el clinker del cemento. Sin embargo, requiere una gran extensión de terreno para incluir un clasificador, transportadores, captadores de polvo, etc. Si la humedad es alta, es necesario realizar un secado previo. Además, la molienda por vía seca aumenta la temperatura, por lo que no se pueden usar revestimientos de goma.
La molienda por vía húmeda presenta ventajas sobre la molienda en seco, siempre y cuando se cuente con agua y un adecuado tratamiento de esta tras el proceso de molienda. Además, requiere menos energía (1,3 veces menos), ya que el agua reduce la resistencia de los fragmentos. Sin embargo, la molienda por vía húmeda requiere un mayor consumo de revestimientos y cuerpos moledores debido a los ataques químicos de corrosión causados por los minerales con sulfuro (un desgaste hasta 6 – 8 veces superior a la vía seca por la corrosión). La molienda por vía semi-húmeda requiere un contenido de agua en el producto de entre un 2% y un 20%, mientras que la vía húmeda requiere un contenido de agua de entre un 30% y un 300%.
Los molinos pueden operar de forma discontinua o continua. En el modo intermitente, después de cargar material y cerrar el molino para que gire, se abre para separar el material de los cuerpos molturantes. Este enfoque requiere máquinas pequeñas y una gran cantidad de manipulación de materiales. Por lo tanto, es más común operar de manera continua, descargando el material y los cuerpos molturantes simultáneamente, deteniendo la operación solo para reabastecer los cuerpos molturantes o para mantenimiento. En la producción de áridos, se trabaja siempre de forma continua.
La molienda en circuito abierto tiene menos control sobre la distribución de tamaños de partículas en el producto, lo que se traduce en una distribución más amplia. La velocidad de alimentación debe ser más baja y el tiempo de permanencia de las partículas debe ser más largo para garantizar una molienda adecuada. Esto conduce a un mayor porcentaje de partículas sobremolidas y a un mayor consumo de energía (1,5 veces más que en el circuito cerrado).
Por otro lado, la molienda en circuito cerrado es la opción predominante en la industria minera. El producto se clasifica después de ser descargado del molino, lo que se traduce en un menor consumo de energía en comparación con el circuito abierto, un mayor control sobre el tamaño máximo del producto y la capacidad de usar tanto la vía seca como la vía húmeda. Los molinos de bolas y los autógenos son los tipos más comúnmente utilizados en el circuito cerrado.
El revestimiento o blindaje del interior del tambor de los molinos se diseña para proteger la carcasa del molino contra la abrasión, la corrosión y el desgaste. Está compuesto por piezas intercambiables y debe ser resistente a impactos y tener la capacidad de minimizar el deslizamiento entre los cuerpos molturantes y el tambor. Los diseños con resaltes o nervios mejoran el movimiento de carga y se fabrican en acero fundido o laminado por su alta resistencia, pero también pueden ser de cerámica. En el caso de molinos que traten materiales muy duros, es recomendable emplear caucho como revestimiento, siempre que la temperatura no supere los 80 °C y no haya contacto con reactivos de flotación.
Os dejo un vídeo en el que os explico este tema. Espero que os sea de interés.
Referencias:
LÓPEZ JIMENO, C. (ed.) (1998). Manual de áridos. Prospección, explotación y aplicaciones. 3ª edición, E.T.S. de Ingenieros de Minas de Madrid, 607 pp.
LÓPEZ JIMENO, C.; LUACES, C. (eds.) (2020). Manual de Áridos para el Siglo XXI. Asociación Nacional de Empresarios Fabricantes de Áridos— ANEFA, Madrid, 1328 pp.
MARTÍ, J.V.; GONZÁLEZ, F.; YEPES, V. (2005). Temas de procedimientos de construcción. Extracción y tratamiento de áridos. Editorial de la Universidad Politécnica de Valencia. Ref. 2005.165. Valencia, 74 pp.
Perforadora con martillo en cabeza. https://psvperforacion.com/productos-bburg/
La perforación con martillo en cabeza es un sistema clásico que ha sido accionado mediante neumático. De este tipo de perforadora ya hemos hablado en un artículo anterior. Sin embargo, hoy en día está siendo desplazado por los martillos en fondo y equipos rotativos. De hecho, desde la aparición de los martillos hidráulicos en la década de los 70, este sistema ha vuelto a cobrar utilidad y campo de aplicación.
¿Cuál es la razón de este cambio de tendencia? La justificación es muy sencilla. Basta con emplear las ecuaciones básicas de la energía y la potencia desarrollada por el pistón de este tipo de perforadoras. En efecto, la energía cinética que alcanza el pistón es proporcional a la presión de aire, a la superficie del pistón y a la longitud de carrera. Para calcular la potencia, bastará contar el número de impactos (energía cedida) en la unidad de tiempo (impactos por minuto).
Por tanto, ante dos perforadoras de la misma potencia, una produciendo pocos impactos por minuto (n), pero de gran energía, y otra con un elevado número de impactos por minuto (N), pero de pequeña energía, tendremos que la primera perforadora romperá más roca a cada golpe, pero la barrena sufrirá mucho, llegando, en algunos casos, a clavarse en la roca. La segunda cortará menos roca por impacto, de modo que no fatigará el varillaje ni clavará la barrena, siempre que su impacto supere la energía necesaria para romper esa menor cantidad de roca.
Por tanto, las perforadoras con un gran pistón, gran carrera y presiones bajas son una tendencia antigua que se sustituye por perforadoras hidráulicas, con altas presiones, pistones y carrera pequeños y gran número de impactos por minuto.
Os dejo a continuación la demostración de esta formulación que, espero, os sea de utilidad.
DIRECCIÓN GENERAL DE CARRETERAS (1998). Manual para el control y diseño de voladuras en obras de carreteras. Ministerio de Fomento, Madrid, 390 pp.
INSTITUTO TECNOLÓGICO GEOMINERO DE ESPAÑA (1994). Manual de perforación y voladura de rocas. Serie Tecnológica y Seguridad Minera, 2ª Edición, Madrid, 541 pp.
MARTÍ, J.V.; YEPES, V.; GONZÁLEZ, F.; ALCALÁ, J. (2012). Técnicas de voladuras y excavación en túneles. Editorial de la Universitat Politècnica de València. Ref. 530, 165 pp.
UNIÓN ESPAÑOLA DE EXPLOSIVOS (1990). Manual de perforación. Rio Blast, S.A., Madrid, 206 pp.
YEPES, V. (2022). Maquinaria para sondeos, movimientos de tierras y construcción de firmes. Apuntes de la Universitat Politècnica de València, Ref. 22.
Una disminución de la presión atmosférica, un aumento de la temperatura o de la humedad relativa reducirían el oxígeno disponible para la combustión interna. Un motor con aspiración natural se vería más afectado que uno turboalimentado. Como referencia, por cada 100 metros de aumento de altitud, la potencia de un motor de aspiración natural disminuye un 1,2 %, mientras que la de uno turboalimentado disminuye un 0,8 %. Además, por cada 10 °C de aumento de temperatura, las pérdidas son del 3,6 % y del 5,4 %, respectivamente.
El factor de reducción para los motores de aspiración natural es, aproximadamente (Atlas Copco Manual, 1976):
Donde:
r es el factor de reducción
p0 es la presión absoluta a la altitud de referencia (bar)
pA es la presión absoluta a la altitud (bar)
pH es la presión de vapor de la humedad del aire (bar) a la temperatura y humedad relativa reales
T0 es la temperatura absoluta al nivel de referencia (K)
TA es la temperatura absoluta a la altitud real (K)
La presión de vapor pH se obtiene de la siguiente tabla:
Tabla. Presión de vapor de la humedad del aire en milibar (Atlas Copco Manual, 1976)
Temperatura °C
Humedad relativa en %
10
20
30
40
50
60
70
80
90
100
—10
0
1
1
1
1
2
2
2
2
3
—5
0
1
1
2
2
2
3
3
4
4
0
1
1
2
2
3
4
4
5
5
6
5
1
2
2
3
4
5
6
7
7
8
10
1
2
4
5
6
7
9
10
11
12
15
2
3
5
7
9
10
12
14
15
17
20
2
5
7
9
12
14
15
19
21
23
25
3
6
10
13
16
19
22
25
29
32
30
4
8
13
17
21
25
30
34
38
42
35
6
11
17
22
28
34
39
45
51
56
40
7
15
22
30
37
44
52
59
66
74
45
10
19
29
38
48
57
67
77
86
96
50
12
25
37
49
62
74
86
99
111
123
A continuación os doy un problema resuelto que, espero, os resulte de interés.
ATLAS COPCO (1976). Atlas Copco Manual. Técnica del aire comprimido. 2ª edición, Madrid.
YEPES, V.; MARTÍ, J.V. (2017). Máquinas, cables y grúas empleados en la construcción. Editorial de la Universitat Politècnica de València. Ref. 814. Valencia, 210 pp.
En un artículo anterior presentamos el cálculo de una cuneta de carretera. Se trata de un caso común de cálculo hidráulico en el que se emplean dos parámetros de interés: el radio hidráulico y el perímetro mojado de una sección. Un caso frecuente es la determinación del movimiento permanente uniforme en canales abiertos, donde se emplea con frecuencia la fórmula de Manning-Strickler.
El perímetro mojado de un conducto es la porción del perímetro en la que la pared está en contacto con el fluido (excluida la superficie libre del fluido). El radio hidráulico es el cociente entre la sección por la que circula el fluido y el perímetro mojado. Este radio se emplea en el cálculo de las pérdidas de carga mediante la fórmula de Manning.
A continuación, os dejo un problema en el que se calculan estos parámetros en función de la geometría de la sección. Se han aplicado a secciones rectangulares, trapezoidales, triangulares simétricas, circulares y de parábola. Espero que os resulte interesante.
Os presento una novedad editorial sobre la gestión de costes y la producción de maquinaria de construcción. Este manual trata sobre los fundamentos de la gestión de costes y producción de la maquinaria empleada en la construcción. En él se abordan los aspectos relacionados con la selección de máquinas, su vida económica y su estructura de costes. Se introducen los conceptos básicos de disponibilidad, fiabilidad y mantenimiento de equipos, así como otros relacionados con la gestión de inventarios y de parques de maquinaria. También se analizan los aspectos fundamentales del estudio del trabajo aplicables a los equipos. Se desarrollan los conceptos relacionados con la constructividad y la constructabilidad, la medida y los incentivos a la productividad, y el fenómeno del aprendizaje. Además, se explican aspectos necesarios para el cálculo de la producción de máquinas, así como conceptos relacionados con el estudio de métodos y medición del trabajo, el cronometraje, el rendimiento y los factores de producción, entre otros. El libro se complementa con un listado de referencias, así como con numerosas cuestiones de autoevaluación y problemas resueltos que permiten al estudiante ampliar y aplicar los conocimientos desarrollados. Este manual tiene como objetivo apoyar los contenidos lectivos de los programas de los estudios de grado relacionados con la ingeniería civil, la edificación y las obras públicas. No obstante, también resulta útil en otros estudios relacionados con la ingeniería de la construcción y la minería y para aquellos profesionales que desarrollan sus tareas en estos ámbitos.
El libro tiene 254 páginas, 85 figuras y fotografías, 54 problemas resueltos, así como 149 cuestiones de autoevaluación resueltas. Los contenidos de esta publicación han sido evaluados mediante el sistema doble ciego, siguiendo el procedimiento que se recoge en: http://www.upv.es/entidades/AEUPV/info/891747normalc.html
Sobre el autor: Víctor Yepes Piqueras. Doctor Ingeniero de Caminos, Canales y Puertos. Catedrático de Universidad del Departamento de Ingeniería de la Construcción y Proyectos de Ingeniería Civil de la Universitat Politècnica de Valéncia. Número 1 de su promoción, ha desarrollado su vida profesional en empresas constructoras, en el sector público y en el ámbito universitario. Es investigador del Instituto de Ciencia y Tecnología del Hormigón (ICITECH) y profesor visitante en la Pontificia Universidad Católica de Chile. Ha sido director académico del Máster Universitario en Ingeniería del Hormigón (acreditado con el sello EUR-ACE). Imparte docencia en asignaturas de grado y posgrado relacionadas con procedimientos de construcción y gestión de obras, calidad e innovación, modelos predictivos y optimización en la ingeniería. Sus líneas de investigación actuales se centran en la optimización multiobjetivo, la sostenibilidad y el análisis de ciclo de vida de puentes y estructuras de hormigón.
Los sistemas de clasificación del macizo rocoso se basan fundamentalmente en un enfoque empírico y se desarrollan como herramientas de diseño sistemático en ingeniería civil y minera. Su objetivo es ordenar y sistematizar los procedimientos de investigación de campo. La mayoría de estos sistemas clasifican las condiciones geomecánicas en varios grupos que representan las distintas capacidades portantes de la roca. No obstante, no deberían utilizarse como sustitutos de los estudios analíticos, las observaciones, las mediciones y las aportaciones de expertos, sino en combinación con otras técnicas. La clasificación Q de Barton es una de las clasificaciones geomecánicas más empleadas en los macizos rocosos, junto con la clasificación RMR de Bieniawski.
La clasificación Q fue desarrollada por Barton, Lien y Lunde en 1974 a partir de un estudio empírico de un gran número de túneles. Esta clasificación permite estimar parámetros geotécnicos del macizo y diseñar sostenimientos para túneles y cavernas subterráneas. El índice Q se basa en seis parámetros que indican el tamaño de los bloques, la resistencia al corte entre los bloques y la influencia del estado tensional:
Donde:
RQD Índice de calidad de la roca (Rock Quality Designation)
Jn Índice de diaclasado, que indica el grado de fracturación del macizo rocoso
Ja Índice que indica la alteración de las discontinuidades
Jw Coeficiente reductor por la presencia de agua
SRF Coeficiente que tiene en cuenta la influencia del estado tensional del macizo rocoso (Stress Reduction Factor)
El índice Q varía entre 0,001 y 1.000, correspondiendo los valores bajos a rocas malas y los altos a las rocas buenas.
Una de las aplicaciones de este índice es permitir establecer qué tipo de sostenimiento debería tener un túnel excavado en un macizo rocoso. A continuación os dejo un problema resuelto que, espero, os sea de interés. Un problema similar lo resolvimos en un artículo anterior, en particular, el que calculaba la longitud de avance sin sostenimiento de un túnel.
BARTON, N.; LIEN, R.; LUNDE, J. (1974). Engineering classification of rock masses for the design of tunnel support. Rock Mechanics, Springer Verlag, vol. 6, pp. 189-236.
BIENIAWSKI, Z. T. (1989). Engineering rock mass classifications: a complete manual for engineers and geologists in mining, civil, and petroleum engineering. Wiley-Interscience, pp. 40–47.
GALLO, J.; PÉREZ, H.; GARCÍA, D. (2016). Excavación, sostenimiento y técnicas de corrección de túneles, obras subterráneas y labores mineras. Universidad del País Vasco. Bilbao, España, 277 pp.
GRIMSTAD, E.; BARTON, N. (1993). Updating the Q-Sytem for NMT. Proceedings of the International Symposium on Sprayed Concrete – Modern Use of Wet Mix Sprayed Concrete for Underground Support. Fagemes, Norway. Ed. Kompen, Opsahi and Berg. Norwegian Concrete Association. Oslo.
MARTÍ, J.V.; YEPES, V.; GONZÁLEZ, F.; ALCALÁ, J. (2012). Técnicas de voladuras y excavación en túneles. Apuntes de la Universitat Politècnica de València. Ref. 530, 165 pp.
