Yusuf Morrone
Geologia Ambientale
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Capitolo 13. Attività Mineraria e Ambiente
Il petrolio. E’ originato, per la maggior parte, dal materiale organico (plancton maggiormente con una certa
parte animale) dei sedimenti di lagune, estuari, mari interni, bacini marini costieri, in cui l' ossigeno è
insufficiente per un'ossidazione completa. Il processo ha inizio quando la biomassa si deposita sul fondo
insieme a minute particelle di minerali, dando origine ad argille e marne ad alto contenuto organico (sapropel
in cui agiscono batteri anaerobi), che prendono il nome di roccia madre. Le rocce madri, sulle quali si
sovrappongono via via grossi spessori di sedimenti geologici successivi, vengono spinte in profondità, perciò
verso temperature crescenti. Ad alcuni chilometri di profondità, a temperature fra gli 80° e i 160°, la materia
organica è sottoposta a reazioni chimiche che la trasformano in idrocarburi liquidi o gassosi. Il tempo
necessario a questo processo varia tra i 5 e i 10 milioni di anni per valori termici alti e 100 milioni di anni
per valori termici bassi. Gli idrocarburi, essendo poco densi, tendono a migrare verso strati più alti,
raggiungendo spesso la superficie terrestre dove si disperdono. Per formare accumuli in rocce porose dette
rocce serbatoio o magazzino devono rimanere intrappolati in strutture adatte, chiuse da rocce impermeabili.
La struttura ad anticlinale é la piu tipica con gas in alto e olio più in basso nel giacimento. Si tenga presente
che il Taylor considera che le argille che arrivano al mare sono calciche quindi in seguito tali argille passano
a sodiche per scambio di ioni ed iniziano a deflocculare precipitando sotto forma di argille permeabili
contenenti sostanza organica. A questo punto la situazione si deve rovesciare ovvero le argille devono
ritornare calciche (diminuzione di salinità) impermeabili per permettere la trasformazione del sapropel a
petrolio. Infine processi secondari di migrazione permettono di ritrovare gli idrocarburi nelle sabbie e
arenarie. Per i giacimenti nei calcari e specie in quelli di scogliera, si deve spiegare come può la fanghiglia
calcarea diventare impermeabile. In genere si pensa che la originaria roccia madre può essere evaporitica
lagunare con presenza di soluzioni ricche di solfati in ambiente sovrassalato. Qualora non é presente gesso,
la formazione calcarea-dolomitica non presenta migrazioni secondarie e il reef può essere roccia madre e
serbatoio. Dunham classifica i calcari in funzione della matrice microcristallina (della taglia del silt) detta
micrite in: grainstone (assenza di micrite), wackstone (i grani galleggiano nella matrice micritica), packstone
(i grani sono in contatto e gli interspazi occupati da micrite), mudstone (predomina la matrice micritica).
I grani possono essere: clasti o frammenti di roccia, aggregati cristallini, particelle di scheletro come interi
fossili o parti di conchiglie, stromatoliti biologici o infine ooidi abiologici. Nella laguna retrostante la
scogliera si forma mudstone, mentre al bordo della piattaforma si forma grainstone infine packstone e
wackstone nei depositi di fondo della zona antistante la scogliera. Non tutti però seguono la “teoria biotica
del petrolio”. La teoria abiotica sul petrolio é molto antica e bisogna risalire all’enciclopedico naturalista
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A.Von Humboldt e al chimico russo D. Mendeleev (1877). Lo scienziato russo giunse a trovare in
laboratorio la seguente reazione: 2FeC + 3 H2 O Fe2 O 3 + C2 H6
Non essendoci però in natura carburo metallico e svolgendosi la reazione ad alta temperatura e pressione
questa teoria fu abbandonata. Infatti la porfirina viene distrutta passando i 200 °C mentre questa la si ritrova
nei petroli estratti. La scuola geologica russa, negli anni 1950 considerò che la formazione del petrolio e
metano é legata alla formazione stessa della Terra, essendoci idrocarburi nello spazio, e quindi in seguito con
iniezioni a freddo, questi giunsero in superficie. Si tenga presente che 1% é stato ritrovato anche in rocce
fratturate come serpentiniti e laccoliti eruttive (Texas), o marne brecciate (Messico).
Kerogene. Si tratta di una miscela solida di composti del carbonio, complessa e di composizione poco nota.
Deriva da materiale sedimentario di origine organica e rappresenta ciò che resta dei tessuti molli di piante ed
animali. Si trova per lo più in argilloscisti chiamati, per questo, scisti bituminosi. Il termine scisto è in effetti
improprio poiché si tratta di argille laminate e non di rocce metamorfiche. Da questi scisti, per riscaldamento
e distillazione, si può ricavare petrolio. Alcuni di essi possono fornire fino a 560 litri di petrolio per
tonnellata, ma per ora il procedimento industriale per ottenere petrolio dagli scisti bituminosi è ancora troppo
Geologia del petrolio. Se una roccia é molto porosa contiene maggiori quantita di idrocarburi, a parita di
volume, di una roccia con minore porosita. Una forte porosita produce pozzi salienti (Caucaso, Venezuela)
ma questi sono pericolosi in quanto possono determinare esplosioni e incendi. Piu comuni i pozzi a
pompaggio che avviene tramite pompe prementi dato che le pompe aspiranti richiederebbero potenze
enormi. Per avere idea di come funzionino si pensi a due tubi A e B posti ad U, aventi un sistema di valvole
di chiusura e apertura alla base. Questa base pesca nel giacimento mentre una macchina innalza e abbassa
ritmicamente un pistone nel tubo A, riempito da un liquido incompressibile, provocando l’entrata di una
certa quantita di petrolio nel tubo B. Quando tutto il tubo B é riempito il petrolio comincia a uscire alla
superficie. Le sabbie presentano una porosita dal 6 % al 35% con una porosita utile nei confronti degli
idrocarburi maggiore del 12%, mentre l’arenarie hanno una porosita dal 5 % al 20%. I calcari oolitici
presentano porosita del 40% essendo le migliori rocce magazzino.Infine gli argilloscisti presentano porosita
dal 2% al 40% con la utile bassa, ma però se sono stratificate permettono l’estrazione di petrolio (argille a
diatomee in California). L’acqua di adesione o pellicolare aumenta al diminuire della porosita ed in genere
questa occupa almeno il 50% della porosita totale. Oltre che dalla porosita utile la produttivita dipende dalla
permeabilita :
Permeabilita da 1 -50 darcy
bassa
50 -100
medio-bassa
100-250
discreta
250-1000
buona
> 1000
molto buona
Anche la viscosita é importante ed in genere questa diminuisce con la profondita dato che la temperatura
aumenta. Lo studio delle cause che possono portare alla distruzione di un giacimento sono molto importanti
dato che nelle catene antiche é piu difficile trovare giacimenti per la maggiore tettonizzazione e ossidazione
che subiscono gli idrocarburi. Secondo il White sono le spinte tettoniche che portano alla distruzione dato
che non sono stati trovati giacimenti in rocce precambriane ovvero rocce che hanno avuto varie spinte
tettoniche. Per potere indagare nuovi giacimenti bisogna iniziare un accurato rilevamento che permette di
ritrovare la roccia madre, magazzino e copertura.
Il primo passo nella ricerca é data dalla geofisica di superficie che mette insieme procedimenti sperimentali
basati sulla registrazione in superficie e succesiva interpretazione delle variazioni di parametri caratteristici
di certe proprieta fisiche (magnetica, gravitazione, elasticita, ecc.) delle masse litoidi del sottosuolo. Tra le
diverse ricerche che si possono condurre quelle piu usate sono la: geomagnetica, gravimetrica e sismica a
riflessione.
La magnetometria si basa sulle misure del campo magnetico terrestre e serve per cercare anomalie
magnetiche in modo da evidenziare la separazione tra mezzi a suscettività magnetica diversa (come il
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basamento cristallino antico e rocce sedimentarie) mentre la gravimetria si basa su misure del campo
gravitazionale per evidenziare anomalie e quindi mettere in luce linee di separazione tra mezzi con densita
diversa (faglie, anticlinali, sinclinali). Dove sono presenti anomalie gravimetriche positive si é di fronte ad
una anticlinale che é, come visto, la struttura principale dei giacimenti di petrolio. Per evidenziare meglio le
anomalie locali si costruisce a partire da una carta delle anomalie di Bouger una carta derivata (dg /dz).
Mediante ricerche di tipo sismico si producono delle onde elastiche per mezzo di terremoti artificiali, che
vengono riflesse in profondita dai livelli che separano mezzi a velocita sismica diversa. Con il metodo
numerico il segnale elettrico dato dai geofoni (idrofoni se in mare) e opportunamente amplificato viene
espresso con un numero nel sistema binario in corrispondenza di intervalli discreti di tempo (1, 2, 4
millisecondi). Si ottengono dei veri e propri profili sismostratigrafici che possono essere interpretati e
trasformati in sezioni strutturali del sottosuolo. Dato il costo notevole si impiega la sismica nelle zone piu
ristrette possibili dopo che la magnetometria e gravimetria hanno ristretto la zona di indagine.
La sismica individua la profondita di un orizzonte con possibilita di ottenere una carta batimetrica
dell’orizzonte stesso, corredata da tutte le variazioni di livello che permettono di individuare i punti in cui si
trovano gli apici delle strutture (top). Con un planimetro si misurano le aree in m 2 racchiuse da ciascuna
isobata. Il valore di ciascuna area viene riportata su un diagramma in funzione della quota a cui si riferisce.
Unendo tra loro i punti otteniamo una spezzata che in riferimento alla ordinata riproduce la variazione di
volume della struttura in funzione di differenti quote. Moltiplicando l’area evidenziata dalla spezzata per la
costante di scala si ottiene il volume di roccia lordo.
Gli idrocarburi in posto (m3) si valutano con la: Vi = (volume lordo) * (porosita utile media) * (1- Sw)
Dove Sw é il grado di saturazione in acqua. Tale valore é riferito alle condizioni in posto mentre per riferirlo
alle condizioni superficiali (condizioni standard) bisogna dividere Vi per un fattore di volume indicato con
Bg per il gas e Bo per l’olio che dipende dalla pressione, temperatura comprimibilita, rapporto gas/olio, ecc.
In genere Bo = 1,1-1,7 con la densita dell’olio variabile 0,73 – 1,06 gr/cm 3
Si hanno quindi notizie sufficienti per decidere se esistono possibili trappole petrolifere e indicativamente il
volume del giacimento (il fattore di volume comunque non ha niente a che fare con il fattore di recupero) e
quindi decidere se iniziare un pozzo esplorativo oppure no. La perforazione del pozzo n° 1 di una
concessione ha appunto il compito di cercare direttamente il giacimento e di eseguire prove di porosita e
grado di saturazione in acqua sulle carote estratte (valori valutabili anche indirettamente con carotaggi
geofisici a perforazione completata) e di eseguire prove di strato in situ per valutare la pressione di strato
ovvero di giacimento.
Cantieri petroliferi. La perforazione avviene a rotazione (sonda rotary) ed é costituita da una torre esterna
detta derrick la cui funzione é quella della capra nelle perforazioni a percussione, e puo raggiungere una
altezza di 40 m. Alla sommità si ha una taglia fissa che é unita ad una taglia mobile mediante un sistema di
cavi. Queste servono per alzare ed abbassare la batterie delle aste di perforazione. La testa di iniezione detta
anche tornio permette all’acqua o al fango bentonitico di essere iniettato nelle aste cave. La parte essenziale é
data dalla tavola rotary e asta quadra: la prima non é altro che una apparecchiatura consistente in un disco
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con un foro quadro al centro e denti di ingranaggio che la collegano, mediante organi di trasmissione, con un
motore che con il suo lavoro permette la rotazione; la seconda invece é un’asta quadra che viene introdotta
nel foro della tavola rotary rimanendo scorrevole in senso verticale. L’asta quadra quindi riceve la rotazione
e la trasmette a tutta la batteria di aste ad essa unite inferiormente. Le aste cilindriche cave sono avvitate tra
loro e con il trapano in fondo e l’asta quadra in testa. Quando la lunghezza dell’asta quadra é esaurita
bisogna aggiungere una nuova asta cilindrica cava in genere da 9 m. Le aste possono essere pesanti e
leggere: le prime servono per evitare deviazioni dalla verticale mentre le seconde a trasmettere la rotazione.
Dopo 400 m circa, la batteria viene trattenuta dalla taglia, cioé non grava sullo scalpello affinche l’attrito
sulla roccia non sia eccessivo e per permettere l’estrazione del materiale frantumato; in questo caso le aste
pesanti evitano che si formino deformazioni alla base della batteria a causa del movimento a frusta.
Generalmente si usano 100-200 m di aste pesanti ed il loro numero é in genere calcolato in modo che il
momento di torsione cada entro di esse e non entro le aste leggere.
Le aste sono collegate con giunti che posseggono una certa elasticita per evitare rotture che si potrebbero
verificare quando si mette in moto la batteria o quando il tricono (rock-bit) o quadricono (roller bit) incontra
rocce dure; sono in pratica dei pezzi di gomma che si mettono ogni 3 o 4 aste. Comunque quando la batteria
si allunga essa assume sempre piu elasticita e diviene meno importante la funzione dei giunti elastici.
Maggiore é la velocita di rotazione delle aste e minore deve essere la pressione sulla sonda (rocce dure).
I denti del rock bit e roller bit sono lunghi per rocce tenere mentre piu piccoli per rocce dure. Si usano denti
di carborundum (acciaio al widia) per rocce dure e talvolta diamante industriale se molto dure. Questi trapani
a ruote dentate ruotano piu velocemente di quelli a lame. Il consumo dello scalpello dipende dalla velocita di
avanzamento, dal diametro del pozzo, dal tipo di roccia e dalla pulizia del foro (importanza della pompa).
La velocita di avanzamento con il metodo rotary é molto rapido, anche alcune decine di metri in un’ora, ma
non permette di prelevare carote. Comunque in base allo studio dei frammenti trasportati dal fango e alla
velocita di risalita di questo si puo stabilire il litotipo e la profondita. I fanghi di perforazione
acqua+bentonite, con aggiunte di polvere di baritina per fare i fanghi piu pesanti e contrastare le pressioni di
strato, vengono messi in circolo dalla pompa di circolazione che assorbe la maggior parte della potenza del
motore (per es. per impianti ultrapesanti, su 2900 HP la pompa assorbe 2000 HP mentre il resto serve per la
tavola rotary, taglia, ecc.). Il fango bentonitico immesso nelle aste permette il raffreddamento delle stesse e
uscendo dalla sonda trasporta i detriti della perforazione tra aste e foro; raggiunta la superficie viene mandato
al vibrovaglio, un apparrecchio leggermente inclinato che separa, tramite setacci, i detriti dal fango che viene
inviato nella vasca di decantazione in cui il fango viene rigenerato e purificato per essere riutilizzato. Quando
lo scalpello non lavora piu o quando si vogliono eseguire dei carotaggi (tipico il carotiere di parete ovvero
con una piccola carica di esplosivo si innesta un cilindro nella parte del foro e con un sistema di recupero si
preleva il cilindro con roccia all’interno) la batteria delle aste deve venire estratta. Quando si vuole
aggiungere un’asta si estrae la batteria di quel tanto che basta per svitare l’asta quadra ; naturalmente la
batteria rimane sospesa e viene trattenuta all’imboccatura del pozzo mediante cavi e chiavi (dette cagne)
fornite di denti che serrano la batteria stessa. Ottenuto un primo allentamento tramite una specie di grossa
tenaglia manovrata a mano (chiavone) l’asta quadra viene poi svitata completamente dal cavo di Manila che
non é altro che un cavo di acciaio collegato all’argano del motore il quale gli trasmette il moto rotatorio.
Nel caso bisogna smontare tutte le aste, per eseguire un campionamento di roccia, il procedimento é simile
solo che la batteria viene alzata per l’altezza della torre; questa in cima ha un terrazzino dove un operatore
prende le varie parti di batteria svitate e le appoggia a lato. L’estrazione risulta lunga per cui i carotaggi
devono farsi solo quando sono necessari.
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l rivestimento del pozzo prevede: tubaggio e cementazione. L’operazione di tubatura consiste nell’introdurre
nel foro dei tubi di acciaio chiamati “casings “.
Il rivestimento puo interessare il pozzo per tutta la sua lunghezza oppure no. In genere si esegue la tubatura
con tre diversi diametri di cui il piu grande é posto per primo in alto; in questo modo si viene a creare una
tubazione telescopica dove la prima viene completamente cementata per isolare le falde superficiali, mentre
la seconda detta di chiusura isola il giacimento dalle rocce sovrastanti ed é cementata all’altezza delle rocce
di copertura al giacimento. Infine la terza in basso detta colonna di produzione é finestrata (viene cementata
per qualche decina di metri entro la seconda colonna) ed interessa le zone mineralizzate. La cementazione
consiste nell’iniettare sotto pressione della boiacca di cemento che risale fra il tubo e la parete del foro.
Per sostenere le pareti del foro, specie durante la trivellazione, puo bastare la densita del fango, in genere
1,8 gr/cm3, ed inoltre questo fango penetra nelle formazioni impedendo qualsiasi comunicazione tra i diversi
strati. Un pozzo prima di essere cementato deve essere indagato con carotaggi elettrici dato che tali prove
geofisiche in foro devono essere eseguite a foro scoperto.
Compiti del Geologo di cantiere. I principali sono:
- passaggi tra le varie formazioni tramite i cuttings e le variazioni di velocita di avanzamento dello scalpello;
- controllo sistematico del fango di perforazione;
- prove di laboratorio sulle carote prelevate;
- programmazione delle prove di strato;
- individuazione delle zone anomale;
- interpretazione dei logs geofisici in foro;
- indicazione dei punti piu idonei per la cementazione della tubazione.
I fanghi possono essere: di argilla, ad olii, emulsionati. La differente composizione dipende dalla roccia
perforata ma la composizione reale spesso é tenuta nascosta per evitare grane ambientaliste.
Le prove sul fango ad argilla (bentonitico) sono: densita (tramite le bilance di boiacca), pH (con piaccametro,
tenendo conto che per valori di pH < 6 il cuttings argilloso va in soluzione con il fango), viscosita (con
viscosimetro da malta detto cono di Marsh dove si misura la velocita di flusso nel cono), acqua libera
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(quantita non trattenuta dal fango che si misura con filtro pressa), contenuto in sabbia (si fa passare il fango
al setaccio da 180 μm, quindi la frazione trattenuta si secca a 110°C ), trattenuto al setaccio n° 200 ASTM
(deve essere meno del 4%) contenuto in cloruri (tramite analisi chimica). Si ricorda che la profondita di
provenienza dei cuttings nel fango non é quella corrispondente al momento del prelievo. Bisogna considerare
l’avanzamento dello scalpello durante il tempo di risalita del fango:
tempo di risalita = volume pozzo – volume delle aste / portata della pompa del fango.
Ipotizziamo di mettere dei coriandoli nel fango e di valutare il tempo di circolo ovvero quando dalla vasca
del fango vanno e ritornano. Esempio: tempo di circolo 73 min, quindi portata pompa 3000 litri /min, aste da
127 mm e diametro pozzo da 310 mm, profondita 3000 m; da abaco si ottiene una velocita di risalita di
47 m/min per cui il tempo di risalita 3000/47 = 64 minuti. Il tempo di discesa 73 – 64 = 9 min
Il campione in esame quindi é stato rimosso dallo scalpello 64 min prima del prelievo.
I controlli sul fango prevedono anche il controllo con gas dector (che rileva metano) o con la lampada di
Wood (emette fluorescenza di diverso colore a seconda del tipo di petrolio) che é usata anche per le carote.
Sulle carote per la misura della porosita si usa saturare il provino con kerosene mentre la saturazione in
acqua viene ricavata dalle curve di capillarita (esiste una quantita d’acqua irriducibile non mobile rimasta
attaccata come una pellicola ) nonché prove di permeabilita relativa:
K = c D2 ρ g / μ
Nell’espressione due variabili dipendono dalla roccia c (coefficiente adimensionale che dipende dalla forma
e costipamento dei grani), D (dimensioni dei grani della matrice), mentre gli altri sono in relazione con il
fluido come la densita ρ e la viscosita μ mentre g é l’accelerazione di gravita.
I valori trovati devono essere moltiplicati per dei coefficienti inferiori all’unita che tengono conto della
profondita.
Quando la pressione idrostatica del fango in fondo foro é uguale alla pressione di strato si ha che la densità
del fango Df risulta: Df = Dw + K ( Dm – Dw) = 1 + 0,33 (2,3 – 1) = 1,429 gr/cm 3
Dove K é il coefficiente di spinta laterale della formazione, Dm la densità della matrice rocciosa ed infine
Dw la densità dell’acqua.
La densita dell’acqua nel sottosuolo varia tra 1 e 1,07 per cui in genere si adotta D w= 1,03.
La pressione idrostatica risulta: Pid = 0 ,1 D f H; nel caso il fluido é l’acqua Df = 1 e il gradiente di pressione
idrostatica vale Gid = 0,1 x 1 x 10 m = 1 kg /cm2 / 10 m. Se il il valore di Gid é inferiore a 1 bar ogni 10 m o
superiore a 1,07 bar ogni 10 m si é in presenza di pressioni anomale (sottopressioni o sovrapressioni come ad
esempio in livelli fagliati abbassati o rialzati che presentano un Gid inferiore o superiore rispetto alla
profondita dove é stato trovato il livello). I fanghi non consentono di evidenziare direttamente gli orizzonti
con gas olio o acque salse ma solo in via indiretta tramite ad esempio una variazione di cloruri nel fango o
dove il gas dector ha segnalato la presenza di gas, per cui é necessario fare delle prove di strato nei punti
indiziati. Le prove di strato consentono tramite un DST (drill stem test, detto cosi perché si usano le aste si
perforazione) di ricavare campioni dei fluidi di strato (gas - olio ) su cui si eseguono analisi fisiche, e di
misurare direttamente le portate e le pressioni di testa e di fondo pozzo, durante le varie fasi di prova. Questi
parametri permettono di ricavare: la permeabilità nelle condizioni di giacimento, il danneggiamento attorno
al pozzo, l’indice di produttivita (portata media erogata diviso la caduta di pressione in pozzo), la pressione
geostatica di giacimento, il raggio di drenaggio (simile al raggio del cono di depressione nelle prove di
pompaggio di pozzi per acqua).
Carotaggi geofisici. Si possono calare a foro ultimato, delle sonde speciali ed eseguire dei carotaggi continui
geofisici. La sonda in genere viene calata in fondo al foro e fatta risalire misurando i parametri fisici.
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Carotaggi geofisici (Fonte: Insa)
Logs : velocita di avanzamento si usa durante la perforazione a distruzione con tricono e consente di
valutare possibili zone molli o vuoti. La radioattivita naturale e resistivita consentono di valutare zone
argillose e porose con presenza d’acqua-olio.
Il carotaggio elettrico completo prevede la misura dei seguenti parametri : resistivita dello strato o
formazione, resistivita dell’acqua di strato e resistivita del filtrato di fango. In genere la misura della
resistivita avviene in corrente alternata che viene poi raddrizzata in continua e cio consente di effettuare
contemporaneamente la misura dei potenziali spontanei PS (differenza di potenziale tra un elettrodo nel
fango di perforazione e un altro fisso in superficie, che dipende dalla resistività del filtrato di fango) e della
resistività della formazione in modo da confrontare le due diagrafie. Resistività infinita é data dalle evaporiti
mentre valori alti significano una roccia compatta e presenza di idrocarburi; al contrario valori molto bassi
significano terreni argillosi. Anche strati porosi imbevuti d’acqua salsa o fango di perforazione hanno valori
di resistività esigua per cui per togliere questa ambiguità si guarda il potenziale spontaneo (10 -1 a 10 - 2 volt)
che si ha sempre davanti a strati permeabili (salinità del fango maggiore di quella dell’acqua di strato) mentre
non ne producono le argille e le rocce compatte (salinità fango uguale a quella dell’acqua di strato, ed il PS si
mostra piatto, oppure infine salinità del fango minore dell’acqua di strato). Quando il fango é molto
conduttore si ricorre a speciali sonde come il laterolog con potere risolutivo maggiore. Il fattore di
formazione, per un grado si saturazione in acqua unitario, vale F = ρ / ρ w ; con ρ w = resistivita dell’acqua di
strato, ρ = resistività della formazione. Tale fattore vale anche: F = C / n2 dove C é un numero variabile a
seconda del tipo di roccia e per cui si può risalire alla porosità totale n della roccia. A questi metodi si
associa il caliperlog ovvero la variazione del diametro del foro con la profondita (il caliper é uno strumento
meccanico a balestre), dato che una convergenza evidenzia forti pressioni di strato. I carotaggi radioattivi
possono sia misurare la radiottivita spontanea dei terreni attraversati (le argille sono le più radioattive)
tramite scintillometri, sia misurare quella indotta. Quest’ultima prevede di utilizzare una sonda che produce
una sorgente di raggi gamma e nello stesso momento misura il valore residuo dato dalla collisione dei raggi
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gamma con gli ioni idrogeno della formazione; da questo si risale quindi alla densita elettronica della
formazione proporzionale all’acqua presente ovvero alla porosità. Gli stessi carotaggi geofisici si eseguono
per lo studio di acque sotterranee e per individuare gli acquiferi più produttivi. Per la ricerca di fluidi caldi
geotermici invece si fanno dei logs di temperatura. Si eseguono durante la perforazione misure di
temperatura e quindi periodicamente altre dopo l’arresto della perforazione; il punto in cui il contrasto é
massimo ci indicherà la posizione in profondita da studiare in maggior dettaglio. Tipico collegamento é
quello dove il termo-elemento viene collegato ad un ponte di Wheatstone (che é in superficie) mediante tre
fili, in modo da eliminare la resistenza dei lunghi cavi in foro. Come termo-elementi si usano termoresistenze
di platino. Le misure di temperatura possono essere disturbate dal fango di perforazione, dalla tubazione e
dai movimenti di acque in mezzi porosi.
Fracking. Si usa iniettare acqua in pressione per fratturare la roccia mineralizzata per un recupero migliore
ma questo puo provocare terremoti, se la massa d’acqua interessa faglie attive. Per questo le compagnie
petrolifere ultimamente tendono ad inviare tale acqua in pressione sotto il giacimento ( 6 -7 km).
Nel caso che l’acqua carica di solventi trova via di fuga, può risalire in superficie e si possono avere danni
ambientali.
Eruzione. L'eruzione o BLOW-OUT, è un' uscita incontrollata di acqua, gas o petrolio dal pozzo. Nella
realtà un evento simile rappresenta un terribile incidente assolutamente da evitare in quanto pericolosissimo
per le persone, le attrezzature e l'ambiente, specie quando è seguito da incendio, o quando avviene in mare.
Inoltre provoca quasi sempre considerevoli danni al giacimento dato che il gas o il petrolio si disperdono
nell'atmosfera, sul terreno, o addirittura in mare per tutto il tempo necessario a fermare l'eruzione, a volte
mesi e mesi. A volte la natura, seppure ferita, ci dà una mano, e l'eruzione si ferma da sola, perchè il pozzo
frana e si chiude, oppure la sacca di gas o olio si esaurisce. La prima prevenzione delle eruzioni è il fango di
perforazione, il cui peso specifico dev'essere tale da bilanciare, e superare, la pressione del giacimento che
incontriamo con l'avanzare della perforazione.Il problema è conoscere in anticipo quale sarà quale sarà
questa pressione. Quando si compiono errori di valutazione, o si eseguono operazioni sbagliate in pozzo,
questo comincia a "scaricare", cioè una certa quantità di acqua, olio o gas entra in pozzo, e se non si
prendono le adeguate contromisure, risale fino in superficie e fuoriesce. Finchè si tratta di un liquido,
l'eruzione si può facilmente controllare, ma se è gas, questo, salendo, si espande ed aumenta di volume, ed
aumentano i problemi.Una volta espulso il fluido salito in superficie, il fango di perforazione dev'essere
appesantito, per evitare il ripetersi del fenomeno, e continuare a perforare tranquillamente ed in sicurezza.
L'ultima possibilità per evitare il disastro, se l'eruzione non si può controllare, è quella di chiudere i B.O.P.,
che non sono altro che dei grossi valvoloni posizionati sulla testa pozzo che, tramite comandi idraulici a
distanza si possono chiudere sigillando così il pozzo, intrappolandone la pressione.
I B.O.P. (blow out prevent) sono sempre più di uno, e possono chiudere ermeticamente, per mezzo di
ganasce sagomate, su qualunque diametro e forma di attrezzo in pozzo, o, se necessario, anche esercitare la
chiusura "cieca", cioè totale se il pozzo è vuoto. Alcuni tipi di ganasce possono, se chiuse, tranciare come un
filo di ferro, qualunque asta o attrezzo d'acciaio che si trovi dentro il pozzo. Quando non si fa in tempo a
controllare l'eruzione, o a chiudere i B.O.P., oppure questi si rompono e non tengono più, avremo un blowout, con o senza incendio. In questo caso gli interventi con attrezzature convenzionali non sono più possibili,
ed ecco che vengono chiamati gli specialisti. L’ultimo guaio ambientale é avvenuto nel pozzo Macondo della
BP (British Petroleum).
L’incidente petrolifero avvenuto nel Golfo del Messico nell’aprile 2010 è passato in secondo piano sui
media: come si è evoluta la situazione e quali sono le misure prese per evitare nuovi incidenti? Di seguito
riportiamo i più recenti aggiornamenti. Innanzitutto, va detto che le problematiche ambientali sono lontane
dalla soluzione: molto petrolio è ancora sulle coste e in sacche sul fondo marino; sembra inoltre che ci sia
uno strato di greggio in ispessimento intorno alla testa pozzo. La BP sta facendo fronte a parecchie cause per
risarcimento ed ha già pagato circa 5 miliardi di dollari.
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Pozzo Macondo in eruzione
Dal punto di vista delle responsabilità, le due principali commissioni, della Casa Bianca e del Boemre/US
Coast, hanno emesso i loro verdetti nel corso del 2011, individuando le cause del disastro nella volontà di
tagliare i costi da parte di BP e in un insufficiente controllo federale. In particolare, il nuovo ente di controllo
federale, il Bureau of Ocean Energy Management, Regulation and Enforcement (Boemre), ha pubblicato nel
settembre 2011 i risultati finali della commissione d’inchiesta condotta insieme alla US Coast Guard per più
di un anno.In estrema sintesi, la causa principale è identificata in una cementazione gravemente difettosa, cui
si sono aggiunte severe inadempienze. In sostanza, viene infatti denunciata la violazione di una serie di
normative federali per la sicurezza della perforazione offshore da parte di BP, cui si sono aggiunte
responsabilità anche di Halliburton e Transocean (che forniscono logistica e personale). Di fatto, alle stesse
conclusioni, anche se meno documentate, si era giunti anche nei mesi immediatamente successivi all’evento.
Al di là del caso specifico di Macondo, che sopravvivrà a lungo nelle aule dei tribunali e nell’ambiente e
nell’economia di Lousiana, Mississippi, Alabama e Florida, la conseguenza principale negli USA è stata
l’emanazione di norme molto più severe e restrittive per la ricerca e l’estrazione di idrocarburi offshore, un
processo che è tuttora in corso e che sta imponendo nuove regole anche a livello internazionale. In ambito
europeo, a partire dal 1989, opera in proposito il North Sea Offshore Authorities Forum (NOAF), al fine di
mettere a fattore comune le esperienze con l'obiettivo di garantire un continuo miglioramento nella salute,
sicurezza e ambiente nelle attività petrolifere nel Mare del Nord. I Paesi costituenti sono: Norvegia,
Danimarca, Isole Far Oer, Germania, Olanda, Svezia, Gran Bretagna, Irlanda. Dal settembre 2010, a seguito
dell’incidente del “pozzo Macondo”, su iniziativa della Commissione, è stato attivato un coordinamento
delle riunioni del NOAF con gli altri regolatori della UE; ciò al fine di includere nel dibattito sulle
problematiche di settore e nello scambio di esperienze tutti i Paesi europei con attività offshore anche nel
Mediterraneo e nel Mar Nero, quali Italia, Francia, Spagna, Malta, Grecia, Cipro, Romania e Bulgaria. In
particolare, sul fronte italiano l’organizzazione coinvolta è la Direzione Generale per le Risorse Minerarie ed
Energetiche (DGRME) del Ministero dello Sviluppo Economico, che partecipa con il suo specifico
organismo tecnico, Ufficio Nazionale Minerario per gli Idrocarburi e le Georisorse (UNMIG), responsabile
del controllo e della vigilanza delle attività (Legge 11 gennaio 1957, n. 6 e s.m.i., Decreto Legislativo 25
novembre 1996, n. 624).
Miniere. Nel passato i minerali metallici (ferro, alluminio, magnesio, titanio, rame, stagno, piombo, nickel,
argento, bismuto, cobalto) erano quelli maggiormente sfruttati, mentre a partire dagli anni 1970 la richiesta
dei minerali industriali (salgemma, silvite, apatite, pozzolane, silicati di alluminio, combustibili fossili) é
aumentata considerevolmente di pari passo con lo sviluppo tecnologico.
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Produzione mondiale %
Minerali industriali
Carboni, sabbie asfaltiche, ecc.
Metalli
Minerali preziosi
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Valore finanziario %
72
23
4
1
40
38
13
9
100
100
Secondo D.Highley (1987) le produzioni in Megatonnellate /anno, sono (minerali metallici in grassetto):
Aggregati 10250, carbone 4656, olio greggio 2838, cemento 1033, ferro 508, argilla 400, silice 200,
sale 177, fosfati 144, gesso 84, zolfo 54, potassio 31, carbonato di sodio 30, manganese 22, caolino 21,
alluminio 16,2, magnesio 12,3 cromo 10,8, rame 8,7, talco 7,4.
Il ferro, cromo, manganese, con aggiunte piccole di carbonio é l’acciaio a noi noto; per cui tali metalli
ferrosi insieme al rame, buon conduttore elettrico a basso costo, e l’alluminio utilizzato soprattutto
nell’industria aeronautica, sono tra i metalli più usati. Abbiamo poi rocce tipiche come le evaporiti per
produrre sale da cucina (salgemma) ed il gesso in edilizia oppure i calcari marnosi per ricavare dopo cottura
CaO (calce) o cemento per l’edilizia. Le argille si usano per le ceramiche e possono essere porose (terrecotte,
terraglie, maioliche) o compatte (gres, porcellane). Le argille rigonfianti smectitiche si usano come
decoloranti e sgrassanti mentre le bentoniti vengono usate nell’industria petrolifera come fanghi di
perforazione. Il caolino si usa nell’industria cartaria e nelle ceramiche. Il fosforo puro si usa per la
produzione di acido fosforico mentre i fosfati sono usati in agricoltura come fertilizzanti cosi come il
potassio (nitrato di potassio). Silicio puro (dopo trattamento) si usa nei transistors mentre la silice nell’ottica,
in apparecchiature chimiche e industriali, nell’industria ceramica, nei laterizi e vetri. Lo zolfo si usa per lo
più per la preparazione dell’acido solforico, nella vulcanizzazione delle gomme e in agricoltura come
antiparassitario. Il magnesio é usato nelle leghe leggere mentre il carbonato di sodio o soda solvay viene
usato nella fabbricazione dei vetri, nella preparazione dei detersivi e nell’addolcimento delle acque. Il talco
viene usato come additivo nei mangimi, nella produzioni di pitture e vernici, nella fabbricazione del
borotalco e cosmesi in generale.
Infine il piombo si usa nella costruzione di accumulatori e lastre di protezione ai raggi X e nelle munizioni,
mentre lo zinco si usa per la fabbricazione delle leghe e nella zincatura (come copertura) del ferro.
Estrazione conveniente dell’elemento da minerali di:
Alluminio
bauxite : miscela di gibbsite Al (OH)3 e bohemite AlO(OH)
Ferro
magnetite Fe (FeO2)2
ematite Fe2O3
limonite Fe2 O3 n H2O
pirite FeS 2
Titanio
ilmenite FeTi O3
rutilo TiO2
Manganese
pirolusite MnO2
manganite Mn2O3 H2O
Cromo
cromite Fe Cr2O3
Zinco
blenda ZnS (associata spesso a galena)
Rame
rame nativo Cu
calcopirite CuFe S 2
calcocite Cu 2 S
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Piombo
Stagno
Magnesio
Molibdeno
Uranio
Mercurio
Argento
Oro
Platino
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galena PbS
cassiterite SnO2
magnesite MgCO3
molibdenite MoS2
pechblenda o uraninite UO 2
cinabro HgS
argento nativo Ag
argentite Ag 2 S
oro nativo Au
platino nativo Pt
Prospettare richieste in aumento per questo o quel minerale metallico é molto difficile dato che é vincolato a
numerosi fattori e non solo economici, ma anche tecnologici, politici e sociali. Cosi negli anni 1980 erano
considerati strategici il platino e cromo in USA per scopi militari, mentre in Sud Africa non erano strategici
mentre al contrario si considerava più importante un minerale industriale come la sillimanite usata per
mattoni speciali refrattari. Tra le pietre preziose si ricorda che l’oro é utilizzato solo per l’industria gioielliera
e la tesaurizzazione e non é considerato strategico. Infatti richiede molto lavoro in un piccolo volume e
quindi si cercano nuove miniere solo se il prezzo aumenta. Un tempo l’argento valeva quanto l’oro, ma la
scoperta di numerosi giacimenti, fece subire un tracollo del prezzo.
I prezzi dei minerali industriali sono più stabili di quelli metallici. Il prezzo dipende molto dal trattamento,
infatti il caolino usato per la carta costa 4 volte di piu di quello usato nel vasellame.
Grado. E’ importante sui costi infatti vi sono miniere di rame che sono produttive a basso grado (0,2%)
perché nello stesso giacimento esistono altri metalli come il molibdeno e l’oro che aiutano a pagare
l’estrazione del rame; lo stesso avviene con l’estrazione dell’argento che viene sfruttato come sottoprodotto
nelle miniere di solfuri di piombo e zinco dato che l’argento sostituisce il rame nella tratredite e il piombo
nella galena.
L’aumento della popolazione é stata inferiore al consumo di risorse per i paesi sviluppati con il risultato che
in questi paesi é aumentato il consumo procapite. Quindi come risultato si é abbassato il grado ovvero la
concentrazione del metallo nel corpo minerario espresso in percentuale o ppm , é questo per una migliore
tecnica di estrazione e separazione dei materiali di scarto.
Abbondanza crosta
Alluminio 8%
Ferro
5
Rame 0,005%
Zinco 0,007%
Piombo 0,001%
Oro 0,0000004 %
Grado medio per l’estrazione
30%
25%
0,4%
4%
4%
0,0001%
In una automobile ci sono 23 kg di rame che corrispondono a 3 tonnellate di minerale; sta qui il maggiore
problema per l’estrazione a basso grado, che si richiedono costi aggiuntivi per i processi di separazione e per
stabilizzare il materiale di scarto in discariche controllate. Con il termine di recupero si intende la
percentuale del metallo totale che si puo estrarre dal minerale. Ad esempio per i recuperi primari di stagno si
ha un valore medio del 65 % ovvero significa che dal minerale cassiterite dopo trattamento metallurgico, si
recupera solo il 65% del metallo stagno, l’altro 35% viene gettato come scarto.
Il Castany nel suo libro Idrogeologia definisce “riserva” la quantità di acqua gravifica ad una certa data che
puo essere estratta mentre risorsa quella che può essere estratta da un dominio circoscritto durante un dato
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periodo tenendo conto dei vincoli tecnici, socio-economici e politici”. Tali concetti possono applicarsi anche
ai giacimenti minerari, ma nelle riserve si parla di: riserva in vista, riserva misurata, riserva indicata o
probabile (probabilita crescente, a causa di indagini come rilevamento, sondaggi e gallerie esplorative via via
minori). Questi termini si applicano a riserve economicamente sfruttabili. L’inserimento poi di una data
miniera in una della sopracitata classificazione delle riserve, dipende anche dalla relativa concentrazione del
minerale e dalla sua accessibilità ai mercati. L’uranio fu molto sfruttato nel 1950 in USA, che sostenne
contratti a lungo termine, con il risultato che cambiando le condizioni politiche-sociali, molte miniere
chiusero per i prezzi bassi. Le risorse di uranio erano ancora abbondanti negli anni 60-70 ma non vennero
sfruttate per aspettare condizioni economiche migliori. Per queste concentrazioni che possono essere sfruttate
in futuro si parla di risorse potenziali. Infine il titanio ha scarse riserve potenziali ma si é quasi sicuri che ne
esiste una grande quantita nelle spiagge a sabbie nere per cui si parla di scorta.
Infine le risorse possono essere ipotetiche (in distretti minerari noti) o speculative (distretti non noti) quando
non sono stati scoperti giacimenti sfruttabili.
I depositi spesso si ritrovano in province dette metallogeniche che possono venire collegate con l’espansione
dei fondi oceanici (depositi di rame) e con i margini convergenti (nickel e cromo associate alle ofioliti, e il
porfido di rame associato ad andesiti). Province metallogeniche però si ritrovano anche in rocce antiche
lontano dai bordi delle placche, dove la tettonica a zolle diventa difficilmente applicabile (mineralizzazioni
di stagno associati a graniti in Asia sud orientale, Niger-Nigeria, Europa centrale). In maniera sintetica si puo
dire che nell’ambiente magmatico si ritrovano: Cr (complessi basici stratiformi o complessi ofiolitici)
diamanti (camini kimberlitici), alcune mineralizzazioni a Cu - Mo e Sn-W (terreni granitici ercinici), Cu-ZnAu (vulcaniti stratiformi). Nell’ambiente sedimentario: Fe (formazioni a bande precambriane dette
ironstone), Au (conglomerati precambriani, depositi fluviali detti placers), zolfo (in gessi evaporitici per
l’azione di batteri riduttori), Zn-Pb e Cu-Co ( piattaforme carbonatiche triassiche in cui si é avuto un
fenomeno di idrotermalismo sottomarino), mentre P si puo ritrovare in fosforiti (depositi marini del
permiano che in Usa si chiamano Posphoria formation). L’idrolisi di giacimenti primari porta alla
formazione di lateriti (Fe prevalentemente ma anche Ni e Co) e bauxiti (Al), mentre l’ossidazione forma
ossidi di ferro, con la carbonizzazione si hanno invece carbonati di ferro ed infine la riduzione porta a
giacimenti di Cu e Ag. Nell’ambiente metamorfico: concentrazioni di Cu, Zn, Au per contatto (skarn), Sn,
W, Au per metasomatismo (greisen), filoni pegmatitici di Au.
Grado in funzione della continuità del corpo minerario (Fonte King 1982)
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Genesi dei giacimenti. Si ricorda che la fase magmatica si divide in: ortomagmatica iniziale dove
solidificano i piu comuni minerali silicatici ed é in questa fase che si formano le piu importanti
mineralizzazioni primarie di cromite e magnetite al di sopra di 1100°C. Con il raffreddamento si ha la fase
pegmatitica e nel residuo magmatico solidificano: berillo, topazio e apatite. Tale fase tra 1100-600°C
presenta elementi volatili come floro, boro, vapor acqueo che non partecipano alla cristallizzazione. Tra i
600-372 °C per aumento della pressione il residuo diventa prevalentemente gassoso, fase pnumatolitica, e
per reazione con le rocce incassanti deposita nelle fessure delle rocce: vesuvianite, fluorite, molibdenite,
cassiterite. Quando la temperatura scende al di sotto di 372°C il vapor acqueo diventa liquido e il residuo
magmatico é una soluzione acquosa calda cioé inizia la fase idrotermale in cui si originano: calcedonio,
quarzo aurifero (in fessure associate a faglie), fluorite, galena, blenda, barite. Se i gas e i vapori rimasti
raggiungono la superficie sublimano formando: zolfo, ematite. La fase idrotermale puo essere suddivisa in:
catatermale il cui minerale indice é la stannite, quindi al di sotto di 200°C inizia la metatermale con la
fluorite come minerale-indice e quindi al di sotto dei 100 °C si ha la epitermale con presenza di zeoliti.
Le vene epitermali sono importanti perché in esse si possono avere arricchimenti naturali secondari:
l’alterazione atmosferica con la percolazione delle acque produce una selezione ovvero si ha in alto un
cappellaccio con oro ed i composti dell’argento e piombo quindi nella parte bassa della zona ossidata sopra
la falda (gossan = roccia filoniana con fenomeni di idrotermalismo ed ossidazione) si concentrano gli ossidi
di ferro, piombo e zinco; infine una terza zona al di sotto della falda freatica, in condizioni riducenti, con
concentrazioni di solfuri. Le soluzioni idrotermali però non formano solo filoni ma possono formare anche
depositi disseminati come rame nativo dentro fessure di una massa ignea con struttura porfirica.
Alcune esempi di corpi minerari sono riportati nella seguente figura : a) giacimento di nickel (anche certi di
cromite sono simili) liquido- magmatico formatosi per segregazione gravitativa alla base di un plutone
gabbrico mentre il sottostante basamento granitico risulta piu antico (Canada); b) filoni pegmatitici in cui si
possono avere cristalli enormi, come quelli a spodumene (Sud Dakota-Usa) da dove si estrae il litio o trovare
cristalli di berillo (Urali) che é la fonte principale del cesio nonché la cassiterite per lo stagno (Russia), ed
infine se le rocce incassanti sono metamorfiche si possono avere dei filoni auriferi (Sud Africa); c) vene
idrotermali con mineralizzazioni tipiche a piombo, (galena), zinco (blenda), rame (calcopirite) (Cile, CentroAfrica, Spagna), qualora si hanno calcari a contatto con la massa magmatica si hanno concentrazioni a skarn
(le miniere ferrose dell’Elba, sono state usate fin dal tempo degli etruschi ma l’ultima, per questioni
turistiche, é stata chiusa nel 1981); .d) tipico gossan o arricchimento supergenico di vene di giacimenti
metalliferi (Usa); e) formazione di bauxite a partire da calcari (Haiti); f) depositi lateritici di ferro e
concentrazioni di nickel (Nuova Caledonia).
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Geostatistica. I metodi della Geostatistica sono applicabili in tutti quei settori delle scienze applicate come
le minerarie, l’idrologia, l’idrogeologia, la scienza dei suoli, l’agronomia, le scienze forestali, la zoologia,
l’epidemiologia, l’igiene ambientale, ecc.
Risulta praticamente essenziale nella valutazione quantitativa di un giacimento minerario ed negli ultim anni
ci sono dei software dedicati.
Si consideri un fenomeno spaziale, per es. l’inquinamento di un sito da metalli pesanti. Indicando con z la
concentrazione di uno di essi e con x il generico punto di coordinate (x u, x v , essendo u e v gli assi
coordinati di riferimento) del campo di indagine, z(x) è una funzione numerica che rappresenta la
concentrazione dell'inquinante nei punti del sito. In questo quadro si possono dare le seguenti definizioni:
Variabile regionalizzata (VR) : si intende la funzione matematica z(x) sopra introdotta.
Il termine regionalizzata specifica che si tratta di una funzione numerica il cui valore dipende dalla
localizzazione, espressa normalmente dalle coordinate spaziali, e che si presenta strutturata spazialmente.
Campo: e' il dominio nel quale la variabile z è suscettibile di assumere determinati valori e, all'interno del
quale, se ne studia la variabilità. Coincide con lo spazio di osservazione (o di indagine) del fenomeno in
esame.
Supporto: e' l'entità geometrica sulla quale la variabile z è definita od anche misurata; essa è caratterizzata
dalle sue dimensioni e dalla sua forma. Quando le dimensioni sono molto piccole (rispetto alla scala del
lavoro) il supporto può considerarsi puntuale (per es. un campione
areale di suolo di qualche decina di dm2, può essere considerato puntuale rispetto ad una
distanza tra campioni successivi di alcune decine di m).
Assumiamo che il prelevamento di un terreno inquinato o mineralizzato si fa a maglia quadrata regolare.
Vogliamo valutare il variogramma sperimentale pari a :
Y (r) = Sum 0,5 [ z ( x i + r ) – z (x i )] 2
La somma é fatta sul numero della coppia di punti aventi tra loro distanza r e in direzione x.
Alla stessa maniera si puo eseguire per 2r, 3r, ecc. nella direzione x oppure tutto lo stesso in direzione y, o
ancora per una direzione a 45°. Riportando il valore di Y(r) in funzione di r si rappresenta in grafico il
variogramma sperimentale.
Ad esempio su un giacimento minerario in Cile si sono presi 4000 campioni per il variogramma sperimentale
della variabile Cu (rame) con la profondita, fornendo un un valore di soglia di 0,73 considerato raggiunto
asintoticamente.
Y(%cu)2
0,73
4 20 40
r (m)
Il valore di Y(r) inizia a incurvarsi in maniera netta con valore costante per r = 30 m, ciò significa che al di
sotto di questa profondita il trend della variazione del contenuto di Cu é trascurabile ed il comportamento di
VR é quasi stazionaria.
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Miniere in sotterraneo e metodi di coltivazione. Presentano un alto grado ma una produzione inferiore a
20000 tpd (tons per day).
In generale nella coltivazione in sotterraneo:
- piccole miniere < 4,000 tpd ‐il caricamento del materiale é fatto in diversi livelli e si usano mezzi leggeri
utilizzando rampe sotterranee ;
– grosse miniere > 4,000 tpd ‐si cerca dalle gallerie orizzontali di far arrivare tramite cunicoli verticali (ore
passes) i materiali utili al pozzo (shaft) da dove puo essere recuperato il minerale.
I metodi tipici di coltivazione sono:
Stoping usato per depositi molto inclinati praticamente superiori all’angolo di riposo (attrito) di roccia dura e
con confini regolari della vene mineralizzata. Quindi in queste miniere di roccia dura, questa viene
frantumata con un esplosivo, oppure mediante macchine perforatrici idrauliche o ad aria compressa.
Gli esplosivi vengono posti nei fori eseguiti con jumbo e fatti esplodere on microritardi in modo da rompere
meglio la roccia. Il materiale frantumato viene caricato su carrelli, che lo trasportano tramite gallerie (cross
cut) e quindi lo scaricano nei cosiddetti "fornelli di gettito" o "discenderie" (piccoli canali molto ripidi,
scavati appositamente, che comunicano con un livello inferiore). La roccia quindi arriva sul fondo del pozzo,
dove viene prelevata e portata, all'esterno della miniera, all'impianto di trattamento (se si tratta di minerali
grezzi) o alla discarica (se si tratta del materiale di scarto).
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Si parla di sublevel stoping quando nelle gallerie di derivazione (drift) si fanno dei fori a ventaglio minati
che fanno cadere il materiale, mentre il longhole stoping é simile a prima solo che la caduta può essere anche
di 100 m ovvero si fanno meno fori di mina ma di sezione piu grossa (grossa produzione ma meno sicuro del
precedente).
Cut and fill. Nel metodo di coltivazione a frana, la forza di gravità viene utilizzata anche per rompere la
roccia: il blocco da rompere viene intagliato alla base e fatto crollare sotto il suo stesso peso. Si lascia lo
scarto in posto a drenare (a ripiena) e quindi si getta il cemento per eseguire un backfill duro (metodo piu
costoso).
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Con il metodo del drill and blast bisogna verificare che l’impedenza dell’esplosivo non deve essere inferiore
all’impedenza della roccia. Cosi la velocita sismica (onde di Love) per molte rocce non eccede i 4500 m/sec
per cui se abbiamo un granito con densita 2,6 gr/cm3 scriviamo 4500 * 2,6 /1000 = 11,7.
Per esempio vogliamo usare un Nitrex galleria extra (esplosivo pulvurolento) con velocita di detonazione
4500 m/sec, e densita De = 0,98 gr/cm3. Quindi: 4500 * 0,98 /1000 = 4,41< 11,7 non va bene. Bisogna
quindi usare una gelatina gomma A con velocità 7500 m/sec e De = 1,55; infatti : 7,5 * 1,55 = 11,78.
Una volta definito l’esplosivo bisogna scegliere i microritardi, nel caso di tempi di innesco sfasati, ed i
parametri da calibrare come: numero dei fori di mina, carica a m 3 da abbattere. In genere si eseguono fori da
42-51 mm utilizzando cartucce da 38 mm. Il powder factor in galleria é in media più alto e sui 0,8 kg/m 3,
mentre il drill factor (inverso del rendimento) varia tra 1- 6 m/m 3. Es: si vuole eseguire una volata con sfondo
di 3 m su una sezione di fronte di 19,5 m2, quindi il volume da abbattere risulta 19,5 * 3 = 58,5 m 3 ;
imponendo un drill factor di 3 abbiamo: 3,2 m * n / 58,5 m 3 = 3. Da cui il numero dei fori:
3 * 58,5/ 3,2 = 54. In realta sono 3 m invece che 3,2 ma si allunga un pò per tener conto del subdrilling.
Si puo anche affrontare il problema ponendo 0,8 kg/m3 per 58,5 che fa 46,8 kg e dato che ogni cartuccia
pesa 0,08 kg si hanno 585 cartucce. Si riempe il foro per il 90% quindi abbiamo 2,88 m caricati ed essendo
ogni cartuccia di dinamite lunga 25 cm si hanno per foro 288/25 = 11 cartucce. Quindi 585/11= 53 fori.
Una volta stabilito il numero bisogna disporre le cariche che vengono definite in mine di cuore o rinora
(messe al centro che esplodendo per prime creano uno spazio vuoto), quindi le mine di scarico che abbattono
la gran massa di roccia, ed infine le mine al contorno che portano la sezione della galleria al profilo voluto.
I fori di cuore vengono spesso fatti convergenti oppure si lasciano paralleli a quelli di scarico detti anche
produttivi con alcuni centrali piu grossi vuoti senza carica (volata canadese). Quest’ultimo metodo é piu
usato insieme alla perforazione con il jumbo a 3 o 4 braccia. Per eseguire una forma regolare al contorno si
usa spesso il metodo del presplitting. Questo si esegue facendo esplodere dopo le mine di rinora quelli in
volta e ai piedritti meno caricati e quindi dopo le produttive.
Es: consideriamo 58 fori su un fronte di 39 m2, per uno sfondo di 3 m, e carichiamo i differenti fori ponendo
0 - 1- 2 quelli di rinora, 3 - 4 - 5 quelli di produzione e 6 -7 al contorno. La carica complessiva di 90 kg su
117 m3 evidenzia un power factor di 0,76 kg/m3.
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La spaziatura tra i fori si considera 10÷15 volte il diametro dei fori per rocce compatte, o 6÷8 volte per rocce
fratturate.
Room and pillar. Nei giacimenti tabulari piatti (carbone, salgemma, carbonato di potassio o potassa) è
necessario installare impianti altamente meccanizzati per il caricamento e il trasporto della roccia frantumata.
La roccia viene scavata con tagliatrici-frese lasciando dei pilastri (metodo a camere e pilastri) come colonne
di sostegno del tetto (altezza 2,5 -3 m). Puo esserci una rampa di tunnel sotterraneo che collega vari livelli
produttivi (decline spiral ramp).
Sublevel caving. Una miniera a cielo aperto puo continuare in sotterraneo eseguendo gallerie laterali in cui
si fanno franare i materiali (anche blocchi di 20 m) per essere recuperati tramite discenderia (ore pass) e
pozzo.
Block caving : si esegue la galleria principale (ferrovia con treno e vagoncini ) dove arriva il materiale
(haulage level; fig. sotto). Si eseguono dei fori di mina a ventaglio al tetto che provocano la caduta del
materiale; questo passa attraverso una rete (grizzly) che permette di caricare il materiale già in parte
selezionato per il trasporto all’esterno.
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Le rotaie hanno diverse dimensioni ovvero : peso 17,36 kg/m oppure 30,54 kg/m. La differenza sta nelle
dimensioni ovvero il primo alto 81 mm e largo in testa a fungo 43 mm mentre il secondo tipo alto 114 mm
con la testa larga 57 mm. In Italia le rotaie classiche ferroviarie vengono definite 50 UNI ovvero 50 kg/m, 60
UNI, ecc. Le traversine in legno (sleepers) tipiche sono larghe 60 cm, alte 10 cm e profonde 20 cm. Oggi si
fanno anche in cemento armato. Due rotaie fanno il binario e questo con le travesine hanno un collegamento
fatto con bulloni insieme ad arpioni e caviglie. Infine le traversine sono appoggiate su ballast (pezzi angolosi
di 15 /20 mm e 60/65 mm, di roccia resistente) che funge da fondazione. Si mettono 9 traverse ogni 6 m.
La velocità mssima dipende soprattutto dalle curvature della linea.
Velocita km/h
raggio curvatura min in metri
8.0
40
up to 16.0
70
up to 22.5
100
up to 32.0
140
La pendenza di una ferrovia corrisponde alla tangente trigonometrica dell’angolo giacente sul piano verticale
fra la tangente all’asse viario ed il piano orizzontale. Nel campo ferroviario si è soliti misurare la pendenza in
millesimi, cioè in per mille (‰). I valori pratici sono di norma per le Ferrovie dello Stato non superiori al
35‰. Su ferrovie secondarie si raggiungono valori prossimi al 70‰, per pendenze superiori è necessario
passare dall’aderenza naturale ai sistemi a cremagliera, con i quali è possibile raggiungere pendenze
superiori al 400‰ (420‰ sulla linea del monte Pilatus presso Lucerna in Svizzera), pendenze ancora
superiori devono essere affrontate con i sistemi a fune (funicolare o funivia). Il minerale utile dai cantieri di
abbattimento è trasportato alle gallerie di carreggio con: mezzi gommati (carri spola), trasportatori continui,
benne raschianti, per essere quindi caricato su nastri, oppure su vagoni, la cui portata è aumentata
sensibilmente in questi ultimi anni. Dai vagonetti da pochi quintali si è passati a vagoni da 5 ÷ 12 t di portata
(per il trasporto esterno fino ai porti i vagoni possono arrivare fino a 130 ton). Nelle stazioni di carico si
formano treni trainati da locomotive e avviati all'esterno, se le gallerie sono aperte a mezza costa, o ai pozzi
ove i vagoni sono introdotti nelle gabbie e sollevati a giorno, oppure passano entro rovesciatori per lo scarico
in sili. Le potenze correntemente impiegate nelle locomotive da miniera sono dell'ordine di 30 ÷ 60 HP; si
utilizzano però nei sotterranei anche locomotive di centinaia di cavalli.
Metodi di scavo in sotterraneo. Le perforazioni verticali si eseguono con il shaft borer per il pozzo
principale con ascensore e con il raise borer, che lavora in risalita, per il pozzo di ventilazione (unisce un
tunnel con la superficie o due tunnel orizzontali) mentre per le gallerie orizzontali si usa in genere la
tagliatrice o la fresa puntuale detta roadheader per avere materiale piu piccolo, oppure per rocce piu tenere
dei martelloni o escavatori all’uopo. Nel caso di rocce dure ovvero per miniere di giacimenti metallici, si
utilizza il jumbo che é una macchina costituita da piu bracci-perforatori che consentono di eseguire
velocemente i fori da caricare con esplosivo (drill and blast). Evidentemente la presenza di gas sconsiglia
l’uso dell’esplosivo se non di tipo speciale. La talpa meccanica o fresa a piena sezione detta TBM (tunnel
boring machine) viene utilizzata per lunghe gallerie (non meno di 5 km) idrauliche e stradali. Le gallerie
minerarie e idrauliche hanno stessa larghezza 2-4 m, mentre quelle stradali presentano larghezze da 6-12 m.
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Carichi agenti sul sostegno. I primi studi teorici sul carico gravante in calotta (tetto del cavo) furono
eseguiti dal Kommerell che considerò tale carico come una altezza di carico: αH = u / R . Dove H é la
distanza tra galleria e superficie, alfa un numero meno dell’unita con u lo spostamento radiale della parete
della galleria ed infine R il coefficiente di rilassamento della roccia.
Terreno granulare sabbioso 0,01- 0,03
Terra argillosa asciutta
0,03- 0,05
Argilloscisti
0,05- 0,08
Arenarie, calcari porosi
0,08- 0,12
Rocce dure
0,12- 0,15 valori del coefficiente R di “loosening”
Il valore di u veniva misurato. Tale metodo non sempre risulta valido perché non c’é una relazione lineare
sicura tra deformazione e rilassamento della roccia, ed inoltre non si tiene conto della rigidezza del sostegno
e neanche delle dimensioni della galleria. In genere u prima della messa in opera del rinforzo vale
teoricamente: u ~ 0,5 YH (1+ Ko) / 2G; dove varia tra 0 (roccia elastica sana) e 1 (roccia spingente)
mentre G = modulo di taglio della roccia = E/ 2 (1+ v). Bisogna quindi conoscere per la roccia il modulo
elastico E, il ratio poisson v, la pressione litostatica YH agente prima dell’apertura del cavo e il coefficiente
di spinta a riposo Ko. Si eguaglia poi tale spostamento a quello dei tubi sottili sotto pressione d’acqua q
ovvero: u = (q / Er) (r 2/ s) ;
Per analogia : q = pressione di contrasto del sostegno, Er modulo elastico del sostegno, s = spessore
sostegno, r = raggio della galleria. Il parametro più delicato da misurare é il coefficiente di spinta a riposo
Ko che è pari al rapporto tra tensione laterale e verticale litostatica prima dello scavo. Esistono vari metodi
per calcolare in sito Ko tra i quali: metodo de piezometro chiuso (terre) e metodo del martinetto piatto
(rocce).
Piezometro chiuso con manometro Bourdon, in cui si inietta un volume di acqua in pressione per la
fratturazione del terreno; valutazione della pressione laterale effettiva Ph’ e quindi
Ko =Ph’ / Pvo’ (Fonte.B. Broms).
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Si installano 4 estensimetri removibili che misurano le distanze a cavallo del futuro taglio; quindi dopo il
taglio in parete rocciosa e la liberazione della tensione interna a riposo, si installa un martinetto piatto; si
invia quindi olio in pressione tramite pompa manuale che presenta un manometro per riportare le distanze a
prima del taglio. La pressione letta con manometro in questa condizione moltiplicata per un coefficiente di
taratura fornisce lo sforzo interno prima del taglio. Utilizzando due disposizioni perpendicolari tra loro, ad
esempio in calotta e ai piedritti, si risale a Ko come rapporto tra gli sforzi calcolati.
Il Terzaghi (1949) per sostegni in centine ricavò un metodo empirico per valutare la pressione in calotta p
definendo: p / Y = αH = f (B + h) con B la larghezza ed h l’altezza della galleria profonda ed f un
parametro numerico funzione delle condizioni geologiche strutturali della roccia scavata di densita Y.
Per roccia dura compatta non fessurata f = 0, mentre per roccia argillosa spingente con possibile
sollevamento del fondo f = 2,1.
Il termine h può considerarsi nullo per rocce massicce o stratificate moderatamente fratturate:
Classe I (intact rock)
αH = 0
nessun rinforzo
II (stratified rock)
αH = 0 – 5 m
sottile rinforzo
III (moderated jointed) αH max = 0,25 B
carico variabile / necessario un rinforzo
IV (block & seemy)
αH = 0,25 – 0,35 (B + h ) si hanno lievi spinte laterali /rinforzo
V-VI (block & seemy) αH = 0,35 - 1,1 (B+h)
centine avvicinate per forti spinte laterali
VII (crushed rock)
αH = 1,1 -2,1 (B+h)
centine circolari raccomandate
Per profondità H < 1,5 (B + h) il valore alfa diventa unitario ovvero il carico sul tetto della galleria é quello
litostatico effettivo mentre per terre rigonfianti si considera non meno di 75 m di carico indipendentemente
da B + h e si usando centine circolari cedevoli. Infine se la galleria si trova sempre al di sopra della falda
per le classi 4, 5, 6 le altezze di carico possono essere ridotte del 50%.
La prima formulazione completa geotecnica é stata fornita dal Caquot per terreno incoerente con H >> ro
(ro = raggio di intradosso del cavo circolare) dove la tensione radiale vale: σ r = Y ro / Kp – 2
Esempio: in una galleria lunga 21 m e alta 3 m con copertura rocciosa di 80 m si sono messe 21 centine
come rivestimento. Si sono quindi eseguite delle prove di piastra in sito misurando le deformazioni delle
centine. Litologia : roccia marnoso-arenacea con Y = 2,48 ton/ m 3, φ = 28° e c = 1,83 ton/m2. Le prove
hanno fornito una pressione in calotta di p = 1,26 ton/m2
Questo significa : p / Y = 1,26 /2,48 = 0,51 e quindi f = 0,51 / ( 3 + 3 ) = 0,086
Se si considera h = 0, si ha semplicemente : p = 0,25 YB = 0,25 * 2,48 * 3 = 1,86 ton/m2.
Applicando invece Caquot, considerando Kp = 1/ Ka, si ha : p = 2,48 * 1,5 / 2,76 – 2 = 4,89
A tale valore pero bisogna togliere la quantita c/tg φ ovvero 3,45 quindi : 4,89 - 3,45 = 1,44 ton/m2
Oltre a questi metodi in seguito si sono proposti quelli empirici basati sull’esperienza come già visto, ovvero
i metodi RMR e NGI che in funzione del grado di fratturazione dell’ammasso stabiliscono i tipi di rinforzo.
In gallerie profonde e in rocce isotrope si possono manifestare fratture di neoformazione per scarico delle
tensioni interne. Tali fratture hanno andamento parallelo alle pareti o calotta e si chiamano fratture di
autoclasi. Quando queste avvengono in miniere profonde con esplosioni e distacchi perentori si parla in
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gergo di “colpi di montagna”. Uno dei maggiori pericoli delle gallerie sono gli scoscendimenti ad uncino e le
faglie per cui bisogna sia attaversare gli strati che le faglie in maniera perpendicolare.
Il comportamento del tipo litologico in cavo si puo’ riassumere come segue:
rocce
cause di debolezza
conseguenze
salgemma
elevata solubilita'
cavernosita' e cedimenti di volta
gesso
alta solubilita'
carsismo
selci
rari franamenti
----arenarie
spesso alterate
se argillose sono cedevoli
marne
alterate si dividono in scaglie
facilmente franose
argilliti
pseudocoerenti
colamenti
tufi
alta porosita'
rotture per gelo
graniti
argillificazione
se non prevista cedimenti di volta
peridotiti e gabbri
alterazione spinta
sacche pericolose
ardesie
molto scistose e fragili
franosita elevata ma piu' stabili delle argilliti
filladi
scistose
resisteno meglio delle ardesie
gneiss
livelli micacei spessi
debole franosita'
serpentinoscisti
molto scistosi
alta franosita'
Molto pericoloso é il grisou (una miscela esplosiva costituita da
aria che contiene tra 5 e 14 % di metano) ma prevedere sacche
di metano non é facile e comunque per sicurezza in genere in
miniera non si usano attrezzature che provocano scintille. Altri
gas che possono scaturire da faglie o rocce porose sono CO 2 e
H2S. Nelle gallerie l’aria compressa viene utilizzata per
alimentare utenze quali attrezzature pneumatiche tipo
perforatrici, chiodatrici, martelli, mole, giraviti, trapani, pompa
spritz beton, seghe circolari ad azionamento pneumatico,
lampade fluorescenti a fonte energetica pneumatica, ecc. Infatti
l’energia meccanica è trasmessa a distanza mediante tubazioni
di aria in pressione (si veda tubazione grossa a lato) ed il lavoro
è compiuto attraverso utensili pneumatici di vario genere (alternativi o rotativi) o effettuato direttamente
dall’aria. Uno dei vantaggi che presenta l’aria compressa è la possibilità di essere utilizzata in ambienti con
formazione di atmosfera esplosiva in quanto non si generano archi elettrici all’apertura ed alla chiusura di
interruttori e non sono presenti combustioni dirette; tale versatilità ne consente l’utilizzo anche per le
apparecchiature AD (antideflagranti). Infine alcune rocce tenere marnose- argillose possono aumentare di
volume se assorbono umidita dell’aria e tendono a rigonfiare e a diminuire le dimensioni del foro
(convergenza). Se é presente acqua e la profondita da raggiungere risulta notevole vengono realizzate delle
sale pompe di grosse dimensioni.
Sicurezza in galleria. I lavori di scavo di gallerie sono effettuati con tre turni tali da assicurare la continuità
dell’attività nell’arco delle 24 ore, il più delle volte sette giorni su sette. Questa modalità operativa permette
di mantenere un controllo continuo sull’ambiente di lavoro e di intervenire tempestivamente sulle situazioni
di rischio che possono presentarsi, impedendo così evoluzioni negative. Tra i rischi piu importanti da tenere
sotto controllo durante lo scavo sono sicuramente le manifestazioni franose che dipendono dalle condizioni
di stabilita del terreno in relazione alle caratteristiche geomeccaniche, all’intensità della fessurazione ed alla
circolazione delle acque sotterranee. Le cause delle frane possono anche derivare sia dalle armature troppo
deboli e malamente sistemate, sia da troppo lunghi intervalli di tempo intercorsi tra lo scavo e il rivestimento,
per cui viene favorita la formazione di nuclei di distacco. Una roccia con una debole coesione può presentare
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tempi brevi di auto sostentamento. In questo caso si dovrà procedere con immediate opere di armamento per
evitare franamenti. Rocce con tempi lunghi di auto sostentamento, ma estremamente fratturate possono dar
luogo a fornelli ovvero a rilasci verticali di materiale.
Lavori di scavo. I rischi maggiori sono: investimenti da parte dei carri in movimento; collisione dei carri con
altre macchine o con ostacoli fissi; proiezione di schegge; distacco di materiali dall’alto. Misure preventive:
vietare al personale di entrare nel raggio di azione della macchina;utilizzare segnalatori luminosi durante il
movimento della macchina; segnalare con dispositivi luminosi gli ostacoli fissi; utilizzare carri di
perforazione con cabine di protezione idonee contro la caduta di oggetti dall’alto; eseguire la perforazione
delle mine ad umido o con dispositivi di aspirazione delle polveri; utilizzare i dispositivi di protezione
personale :casco di protezione e relativa lampada; cuffia auricolare o inserti autoprotettivi; abbigliamento da
lavoro ad alta visibilità.
Emanazioni gassose. Nei lavori in sotterraneo si può incorrere nel fenomeno delle emanazioni gassose.
Questo fenomeno è molto noto nelle miniere di carbon fossile. Tuttavia emissioni di gas idrocarburi si
possono verificare anche in attraversamenti di terreni privi di carbon fossile dato che tali gas si rinvengono
comunemente nei sedimenti accumulati in ambienti favorevoli alla naftogenesi ed in genere nei sedimenti
che possono racchiudere sostanze organiche in decomposizione. Il gas più comune è il metano che, se
raggiunge concentrazioni comprese fra il 4,5 -16 % in termini volumetrici, con l’aria diventa esplosivo.
La miscela aria-metano è più nota con il termine “grisou”. Tale miscela è inodore e quindi non avvertibile
direttamente. Il metano e gli altri idrocarburi eventualmente presenti, essendo più leggeri dell’aria si
raccolgono nella zona di calotta. Lo scavo di una galleria in terreni geologicamente favorevoli per la
presenza di metano va condotto con grande precauzione, vietando l’utilizzo di fiamme libere di qualsiasi
tipo, di motori a scoppio o diesel e predisponendo apparecchi rilevatori di gas nonché condotte di acqua in
pressione per intervenire contro eventuali principi d’incendio.
Eduzione dell’acque. E’ opportuno, anche in via approssimativa, valutare la pressione alla quale vengono a
trovarsi le acque per studiare le eventuali precauzioni atte ad ovviare pericoli ed inconvenienti che possono
derivare dall’uscita improvvisa di violenti getti d’acqua dal fronte di avanzamento della galleria. Un criterio
precauzionale, quando sono prevedibili venute d’acqua, è far precedere lo scavo con fori spia di adatta
lunghezza. Dal profilo geotermico può essere dedotta la temperatura approssimata dell’acqua sotterranea
(gradiente geotermico fra 1.5°C/100m e 5.0°C/100 m). Durante i lavori l’allontanamento delle acque può
essere eseguito mediante cunicolo di scolo oppure, nelle tratte in contropendenza, tramite eiettori o pompe
centrifughe azionate ad aria compressa. Le pompe centrifughe devono essere correttamente dimensionate per
poter garantire un rapido smaltimento delle acque.
Inquinamento dell’aria. I gas tossici dovuti alla detonazione dell’esplosivo sono contenuti dentro il tappo di
fumi creati dallo sparo e sono prevalentemente degli ossidi di azoto (NO, NO2). L'azione di prevenzione
consiste nell’attendere che i fumi dell’esplosivo siano sufficientemente diluiti per poter riprendere il lavoro.
Un criterio quantitativo, di tipo empirico, per un sufficiente lavaggio dello scavo, è di immettere una portata
di aria fresca pari a 200 l/s per mq di sezione. In tale modo l’accesso in galleria può essere permesso trascorsi
circa 30 minuti dallo sparo. Gas che si possono rinvenire in galleria, ma che differentemente agli altri sopra
elencati si avvertono per il loro odore caratteristico, sono l’acido solfidrico (H2S) e anidride solforosa (SO2).
Polveri: sono molto pericolose infatti valori di alta esposizione alla silice libera cristallina rilevata da un
recente monitoraggio, provoca silicosi. Le misurazioni per le polveri possono essere effettuate con strumenti
“ Mass Monitor Areosol”, in grado di individuare 5 tipi di polveri sottili o le polveri totali sospese TSP
(total sum powders).
Miniere a cielo aperto. Sono in genere a fossa per giacimenti a basso grado e possono raggiungere anche
profondita di 1 km. La produzione é in genere > 20 000 ton/giorno (tpd) ed alcune producono fino a 100 000
tpd. Esse presentano due zone di rifiuti: zona dello sterile o del cappellaccio superficiale (waste dump) da
togliere e prima di sfruttare il giacimento (orebody) e la discarica del materiale di scarto dei processi
metallurgici (tailing pond).
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Giacimento = waste dump + ore T = w + 0 quindi strip ratio : S = w /0 e quindi
O=T/1+S
Esempio : T = 135 kton/giorno, S = 0,5; per cui 0 = 90 kton/g
Il valore di S é quello medio della vita del giacimento dato che inzialmente é elevato e poi diminuisce nel
tempo.
Il progetto di miniere a cielo aperto coinvolge: le strade di accesso, la potenza dei macchinari e i volumi di
trasporto dei camions (dumpers), le inclinazioni dei gradoni di scavo, il controllo delle acque di falda.
Per un pozzo scavato e profondo 500 m, considerare una inclinazione media di 45° o 40° significa
considerare una differenza di 25 milioni di m 3 di roccia. In genere certe pendenze locali hanno inclinazioni
superiori a 45° almeno per le zone più massicce e resistenti tenendo conto che i vari gradoni variano in
altezza da 5 – 15 m, mentre la pendenza media del pozzo per tutta la sua estensione varia tra 30° – 40°.
Carbone. Le miniere possono essere a cielo aperto o sotterranee. Le prime si ritrovano sotto un cappellacio
di alterazione superficiale (alcuni metri) o sotto strati superficiali (30-50 m) e vengono usati delle enormi
draghe per l’estrazione; in seguito dampers / nastri / vagoni, trasportano il carbone nei luoghi di trattamento e
lavaggio ed infine viene frantumato ad una pezzatura piu idonea per l’impiego (< 50 mm).
Le miniere sotterranee si estendono anche al di sotto di 200 m e sono costituite principalmente da un pozzo
con varie gallerie laterali che intercettano i banchi di carbone. Nelle gallerie orizzontali non profonde si
eseguono anche binari per poter utilizzare dei vagoncini di trasporto in sotterraneo, oppure messi in
ascensore.
Classificazione dei carboni. Ci sono diverse classificazioni:
a) in base al suo grado di invecchiamento: torba, lignite, litrantrace giovane e matura, antracite;
b) in base al potere calorifero: hard coal (> 5700 Kcal/kg) o brown coal ( fra 4100 e 5700 Kcal /kg);
c) in base alle principali destinazioni d’uso: steam coal (carbone da vapore utilizzato per produrre energia
elettrica) coking coal (carbone metallurgico per produrre acciaio).
Problemi legati all’attività estrattiva di carbone
Problemi ambientali. Il 40% della produzione di energia elettrica avviene con le centrali termoelettriche a
carbone. Queste inviano polveri che creano smog e CO 2 in atmosfera, principale causa dell’effetto serra.
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Problemi geotecnici-ambientali. Fino al 1940 si eseguivano miniere profonde a camere e pilastri e quindi il
problema maggiore era il collasso del pilastro di roccia naturale a causa di un sovraccarico eccessivo o per
alterazione ed erosione nel tempo.In genere piu era profonda la miniera e meno era la possibilita di erosione
del pilastro e quindi i problemi maggiori riguardavano i pozzi abbandonati e le possibili subsidenze a causa
dello sfruttamento profondo. Quando invece si costruivano una serie di tunnel si adottavano rinforzi in
quadri di legno messi in opera da carpentieri artigiani secondo il metodo della “marcia avanti”. In genere si
eseguiva un doppio cunicolo sopra e sotto e poi si allargava man mano sopra e poi sotto. In questo caso i
pericoli di subsidenza erano molto ridotti ma si avevano sempre pericoli di gas nocivi.
La ganga, nell'industria mineraria, é quel complesso di minerali non metallici che accompagnano i minerali
metallici in un filone. Nel dizionario di geologia di Whitten-Brooks, si definisce ganga ”sia una parte di un
deposito minerario non sfruttabile sia una porzione persa nei processi di separazione e concentrazione di
minerali metallici “.
Per prima cosa nel processo minerario é necessario eseguire la comminuzione del materiale roccioso.
Questa è una operazione unitaria in cui particelle grossolane sono frantumate in particelle più piccole,
attraverso l’applicazione di energia meccanica. La macinazione è una delle operazioni più onerose dal punto
di vista degli investimenti di capitale e di costi operativi. Industrie che impiegano la macinazione sono :
Mineraria, cementi, carbone/petrolio/gas;
Pigmenti, coatings;
Farmaceutica, alimentare;
Ceramica, polimeri, biomateriali.
La macinazione è una operazione essenziale per alcune industrie tanto che (purtroppo) la maggior parte dei
costi è dovuta proprio alla comminuzione: mineraria 40-60%, cementi 25-35%, riciclo polimeri 50-70%.
Meccanismi di rottura: compressione (c) (d); taglio (b) (f) ; urto (e); loro combinazioni (a)
Nella macinazione o comminuzione si possono distinguere tre stadi, con riferimento alle dimensioni del
materiale inviato all’operazione e a quelle del prodotto macinato:
- frantumazione o prerompitura, dove la pezzatura del materiale da trattare può anche essere superiore a 1 m,
mentre le dimensioni allo scarico sono comprese, in genere, fra 10 e 20 mm; si usano frantoi a mascelle (jaw
crusher) o frantoi giratori (gyratory crusher);
- granitura o granulazione, dove le dimensioni all’entrata non superano i 60 - 70 mm, mentre il prodotto
macinato finale ha dimensioni fra 0,5 e 10 mm; si usano frantoi rotativi (rolls crushers) o frantoi a cono
(cone crushers);
- polverizzazione, dove i materiali all’alimentazione non superano le dimensioni di 10 mm e attraverso
un’operazione di macinazione. particolarmente spinta, possono raggiungere dimensioni finali anche
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dell’ordine di pochi millimetri; si usano per la pezzatura delle sabbie molini a barre o sfere ( ingl. rod mills
and ball mills) e per una granulometria molto fine l’attritor mill.
Material and Application
Feldspar - (flux in ceramics)
Talc - (paper making and cosmetics)
Limestone - (agricultural lime)
Ordinary Portland Cement
Chalk
Powdered charcoal or coal for fuel briquettes
Pigments for Paints (various materials)
Silica quartz (glass making)
Phosphate (fertiliser)
Iron Ore
Lime (industrial applications such as
detergents)
China clay
Alumina
Particle Size in mm
0.075
0.01
1.2
< 0.10
0.05
< 0.10
~ 0.005
0.01
0.075
0.20
0.10
0.002
0.005
Con il molino a barre il materiali tipico trattato é il carbon coke (si usa anche per avere sabbia frantumata per
calcestruzzi dopo che il pietrisco é stato prodotto con un frantoio).
Con il molino a palle o sfere i materiali tipici trattati sono: minerali ferrosi, oro, talco.
A sinistra molino a barre ( nei molini a sfere al posto delle barre in ferro orizzontali vi sono delle biglie di
ferro); a destra frantoio rotativo.
Il grado di frantumazione o riduzione R = D 80 / d 80 dove D 80 é il diametro corrispondente al passante
dell’80% del materiale all’entrata e d 80 lo stesso all’uscita; bisogna eseguire quindi una analisi
granulometrica sul materiale prima e dopo comminuzione. Per i frantoi R = 4 - 30, mentre con i molini
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R = 15 - 200. Si definisce energia di comminuzione il lavoro richiesto per ridurre alle dimensioni volute il
materiale trattato e può arivare al 30% di quella fornita ovvero si ha una perdita del 70% in termica.
Fra le teorie della macinazione rilevante è quella dovuta a C.Bond, riassumibile nella relazione finale (valida
per condizioni a secco): E = 10 Ei [ ( 1 / √ d) – (1 / √ D) ] dove E è l’energia (in kWh) di frantumazione per
produrre 1 ton di materiale alla pezzatura finale d ( μm) di uscita, essendo R il grado di riduzione, mentre E i
è detto indice di lavoro (o di Bond) ed è espresso in kWh / t che é il lavoro per ridurre una granulo da
infinito a 100 μm (0,1 mm). Apposite tabelle forniscono i valori medi di Ei per i materiali più comuni
(bauxite = 9,45; coke = 20,7; argille = 7,10; galena = 10,19; ghiaia = 25,17). In laboratorio si hanno dei
molini a sfere (285 palle per un peso totale di 20 kg) in scala ridotta, del diametro complessivo di 30,5 cm
per valutare l’indice di lavoro Ei più esatto possibile per il materiale in esame.
L’arricchimento e l’operazione di preparazione del minerale subito dopo la sua estrazione, detta anche
preparazione meccanica dei minerali, avente lo scopo di aumentare la quantità di minerale utile da estrarre
dal grezzo, riducendo la quantità di ganga e di altri elementi non interessanti. L'arricchimento si effettua
generalmente nei pressi della miniera e si basa sulla differenza di alcune proprietà chimico-fisiche
caratteristiche del minerale da utilizzare nei confronti della ganga o di altri minerali indesiderati. I processi
adottati portano alla concentrazione del minerale utile e assolvono alla duplice funzione di fornire prodotti
immediatamente utilizzabili e tali da essere facilmente commerciabili (concentrati). In genere la resa vale:
r = ( peso concentrato / peso grezzo) 100. Le fasi essenziali delle operazioni per l'arricchimento sono la
separazione e la liberazione: la prima ha lo scopo di scindere l'insieme del grezzo in minerale utile e sterile,
la seconda di far sì che ogni particella di minerale sia costituita da una specie mineralogica pura. Queste fasi
vengono realizzate dopo la comminuzione meccanica ed i processi più usati sono:
- la cernita: quella a mano é oramai obsoleta tranne che per le gemme in taluni Paesi non sviluppati, quella
invece meccanica utilizza i liquidi pesanti in modo che la parte leggera galleggia e quella pesante affonda.
- il lavaggio: si esegue per i materiali alluvionali utilizzando i sluices box di alluminio o plastica o acciaio
che sono dei trogoli a scalinata utilizzati in passato per l’oro. Recetentemente si utilizzano le tavole vibranti
che sono fatte da una piattaforma inclinata con una superficie gradonata su cui scorre l’acqua. Le particelle
più pesanti e grossolane tendono a spostarsi verso una estremità della tavola mentre quelle più leggere
vengono lavate e spostate al bordo inferiore (oro, stagno).
- la separazione (ad aria, magnetica, elettrostatica): i minerali ferromagnetici sono attratti ai poli di un
magnete quindi i separatori magnetici sfruttano questo principio e sono classificati in base al fatto se
lavorano a secco o in ambienti umidi. Di principio analogo sono quelli elettrostatici i quali però sfruttano la
conducibilità elettrica.Nei classificatori ad aria a colonna verticale si ha un condotto a sezione costante dove
l’aria investe dal basso il materale e quindi trascina verso l’alto le parti più leggere mentre quelle più pesanti
cadono verso il fondo del condotto. Ultimamente si sono sviluppati dei separatori centrifughi (rotazioni ad
alta velocità per creare forze superiori a 60 volte la gravità) dove iniettando acqua attraverso dei fori si
impedisce la compattazione del letto concentrato e consente la separazione dei metalli pesanti.
Gli idrocicloni invece sono dei separatori centrifughi impiegati a circuito chiuso e vengono utilizzati per
restituire materiale grossolano al molino a palle o a barre in modo da eseguire bene la macinazione.
- la flottazione: processo già visto parlando del trattemento dei reflui e sfrutta il diverso comportamento dei
materiali da separare rispetto a fenomeni fisici quali quello della tensione superficiale o dell'adesione con il
liquido utilizzato per l'operazione. Infatti i materiali sono o no bagnabili, dai diversi liquidi usati e si può
modificare, con opportuni reagenti (agenti flottanti) il loro modo naturale di comportarsi.
Nel caso dei prodotti minerari, sembra che intervengano nella flottazione fenomeni elettrostatici per cui sulle
minutissime particelle di minerali utili si accumulerebbero cariche positive e sulle ganghe cariche negative;
hanno anche molta importanza il pH del liquido usato e il grado di finezza del minerale. Per effettuare la
flottazione, i minerali grezzi vengono preventivamente frantumati, spesso sottoposti a prearricchimento, poi
finemente macinati in molini a umido provvisti di classificatore che lascia tracimare una torbida con
granulometria prestabilita. Questa torbida, immessa nelle celle di flottazione, viene agitata, con l'aggiunta di
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agenti chimici schiumeggiatori (olio di pino, ecc.), per provocare la formazione di una schiuma.
Si immettono poi nella cella agenti collettori anionici (xantogenati, ecc.) e cationici (ammine, ecc.) che
favoriscono l'adesione delle particelle di minerale alle bolle d'aria: le singole bolle costituenti la schiuma si
rivestono così di un velo di particelle di minerale. Spatole meccaniche sospingono la schiuma dalle celle a un
canale di raccolta, sotto getti d'acqua che rompono le bolle. Ne risulta una fanghiglia di minerale che viene
convogliata ai filtri a vuoto, mediante i quali l'umidità della fanghiglia si riduce all'ordine del 5÷12% e dai
quali si estrae il prodotto finale della flottazione, cioè i concentrati (di piombo, di zinco, di rame, ecc.).
Qui sopra si é schematizzato il ciclo completo per la formazione di stocks di piombo e zinco: dopo lo scavo, i
dumpers trasportano il materiale roccioso nei silo, da qui i nastri trasportatori inviano il materiale alla
macinazione iniziale: questa avviene tramite un frantoio primario ed un frantoio secondario a cono. Quindi
inviando il materiale frantumato in un silo si ha la seconda fase costituita da una conseguente macinazione
spinta con un molino a barre (giratorio) con messo a circuito chiuso un idrociclone (separatore dei fini).
Lo slurry prodotto va alle celle di flottazione e quindi tramite filtri ed essicamento si formano gli stock di
zinco e piombo.
Poiché i grezzi estratti dalle miniere contengono quasi sempre una miscela di vari minerali, generalmente
occorre ripetere la flottazione più volte al fine di separare ciascuno dei componenti della miscela. Separato il
primo concentrato, utilizzando agenti flottanti idonei per il minerale più ricco, quello che resta nelle celle
viene sottoposto a una seconda flottazione adoperando agenti diversi (deprimenti, modificatori di pH,
attivanti, ecc.) che annullino l'effetto degli agenti prima usati e producano nuove modifiche dell'ambiente e
della superficie delle particelle. Si ottiene così il secondo concentrato; se vi sono altri minerali da separare, si
ripete ancora l'operazione.
- cianurazione: processo per via umida per l'estrazione dell'argento e dell'oro dai rispettivi minerali. Consiste
nel mettere a contatto con soluzioni diluite di cianuro di sodio o di potassio i prodotti ottenuti dai minerali
dopo opportuni trattamenti preliminari: frantumazione, essiccamento e macinazione spinta nel caso dei
minerali contenenti argento; frantumazione, macinazione spinta, amalgamazione e distillazione nel caso dei
minerali contenenti oro.
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Gli sterili minerari. Uno dei problemi maggiori ambientali sono gli scarti, detti anche sterili, che vanno
collocati in zone predisposte e impermeabilizzate come le discariche controllate dei rifiuti civili-industriali.
Ripreso da J.N. Cernica, Foundation design. Discarica controllata sia per reflui industriali e minerari.
In genere si esegue uno scavo quindi si pone al letto delle geomembrane ed un sistema di dreni tubolari per
raccogliere eventuali filtrazioni liquide. Una volta che é finito il volume di sterile si chiude il tetto sempre
con geomembrane quindi si pone uno strato ghiaioso e terra vegetale. Se lo sterile é messo su pendio bisogna
tenere conto nell’analisi di stabilita dei pendii anche la possibile pressione dei gas che si possono formare
nello sterile. Evidentemente il tubo chiamato gas vent, elimina questo problema, ma solo alla fine di utilizzo
della discarica quando si chiude il tetto.
Esempio: consideriamo uno sterile alto h = 60 piedi, di densita Y = 50 lb/ft 3, da cui il flusso di gas
all’interno si stima pari a: θg = 0,1. 50. 60 = 300 ft 3 / ft2 /yr = 2,9.10 – 6 m3 /m2 /sec
Scriviamo ora la stabilita del pendio come: Fs = (Yh cos β – Ug) tg φ / Yh sen β
Nota l’inclinazione beta che diamo, Fs = 1,3 nonché il coefficiente di attrito tg φ, possiamo ricavare la
pressione del gas a sicurezza Ug e quindi risalire alla trasmissivita T della geomembrana:
T = θg Yg (D2) / 8 Ug
In questa formula i parametri nuovi sono la densita del gas Yg é la distanza D tra i tubi di sfiato (m)
Usando Yg = 12,8 N/m3, Ug = 1490 N/m2, con D = 10 m e per il flusso il valore precedente:
T = 2,9 .10 – 6 . 12,8. 100 / 8 . 1490 = 3,1 10 - 7 m2/sec
Spesso in passato si sono verificate delle rotture anche senza formazione di gas (non tutti gli sterili minerari
formano gas come i rifiuti industriali ) ma solo per avere usato un coefficiente di attrito basso e una
inclinazione elevata degli argini per il contenimento dei residui.
Si riporta il caso del disastro di Stava (1985) dove una colata di fango distrusse il villaggio di Stava con 268
morti, a causa del crollo improvviso di due discariche minerarie poggiate su depositi morenici. In questa
zona si estraeva la fluorite dalla miniera di Prestavel, che subiva il processo di frantumazione e flottazione
(le particelle di fluorite rese idrorepellenti si aggregano alle bolle di schiuma e salgono in superfice e quindi
poi vengono raschiate mentre quelle sterili e bagnate rimangono nel liquido sottostante). Gli sterili + acqua
venivano inviati ad un idrociclone che attraverso la centrifugazione consentiva la separazione della sabbia,
con cui si realizzavano gli argini, dalla frazione più fine, costituita da fanghi da decantare, che venivano
invece scaricati all’interno del bacino.
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Ripreso d Prof. G.Tosatti. Il crollo delle discariche minerarie della Val di Stava.
La cause del crollo furono imputate a :
- la discarica superiore era con una forte pendenza dell’argine sabbioso, e questo non consentiva né il
drenaggio alla base né la consolidazione dei limi qui contenuti;
- il terreno di fondazione era morenico acquitrinoso e non fu realizzato un sistema di raccolta delle acque di
falda e ruscellamento provenienti dal versante retrostante;
- le tubazioni di sfioro delle acque di decantazione erano collocate in modo errato;
- negli argini sabbiosi si era fatto l’inerbimento, per evitare l’erosione come si fa da parecchio tempo, ma non
abbastanza bene.
In generale gli strati profondi portati in superficie dall’attività mineraria sono spesso molto acidi e si trovano
anche pH = 3, per cui bisogna trattare lo sterile con calce e quindi eseguire l’inerbimento vegetale. Questi
bassi pH favoriscono il trasporto in soluzione dei «metalli pesanti». In generale, si osserva infatti nelle acque
di miniera una chiara correlazione tra bassi valori di pH e contenuto di metalli. Il fenomeno è conosciuto
come «acid mine drainage» (AMD), ed è probabilmente il problema di maggior rilevanza ambientale
associato all’attività mineraria. La produzione di drenaggio acido viene più o meno efficacemente contrastata
da reazioni di neutralizzazione (principalmente ad opera di carbonati, soprattutto calcite, in subordine
dolomite, ankerite e in minor misura silicati quali olivina, clorite, ecc.), che hanno come conseguenza la
fissazione dei metalli in minerali secondari mediante fenomeni di coprecipitazione e/o adsorbimento.
Particolarmente significativo il ruolo svolto dagli idrossidi di ferro, che possono adsorbire con apprezzabile
efficacia elementi quali As, Pb e altri. Occorre infine accennare all’importantissimo ruolo che possono
svolgere i batteri, sia nell’ossidazione dei minerali primari, che nella fissazione dei metalli in fasi di
neoformazione. I diversi trattamenti per i liquidi di drenaggio e percolati si possono quindi riassumere in:
- uso barriere reattive specie per la decontaminazione dell’acqua di falda;
- trattamento in situ con sostanza organica per favorire la crescita di microrganismi che stimolano la
formazione di H2S che immobilizza i metalli in situ precipitandoli come solfuri;
- trattamento con sostanze alcaline.
Un altro problema é quello dell’acqua sotterranea che si può caricare di metalli una volta che la miniera é
abbandonata. Questo é il caso della miniera di Montepori in Sardegna. La miniera é nel calcare metallifero a
Pb- Zn del Cambriano inferiore (Mississippi valley type). In queste rocce vi é una intensa circolazione di
acque sotterranee di tipo carsico e fin dal secolo scorso furono messe in atto misure di eduzione dell’acqua
dai cantieri. L’ultimo impianto di pompaggio fu installato nel 1990 a -200 m sotto il livello del mare per
mantenere la falda a quota – 160 m. Tale abbassamento ha richiamato acqua di mare e quindi si era
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evidenziato un aumento della salinità delle acque sotterranee. Nel 1997 l’eduzione é cessata e quindi la falda
si é innalzata; come conseguenza di ciò si ha ancora attualmente il rilascio dei metalli, del corpo minerario,
nella falda.
Rifiuti radioattivi. Il nucleo di uranio è caratterizzato dall’avere una carica elettrica pari a 92 volte quella
del protone, il che significa che in esso sono contenuti 92 protoni (il numero dei protoni nel nucleo è detto
numero atomico), mentre il numero dei neutroni, superiore a quello dei protoni, può essere variabile. Accade
così che l’elemento uranio, come lo si trova in natura, sia formato da due isotopi («isotopo» è sinonimo di
«variante») dell’uranio, entrambi con 92 protoni nel nucleo, ma l’uno con 143 neutroni, l’altro con 146.
Poiché la somma della massa dei neutroni e dei protoni è la massa del nucleo, i due isotopi dell’uranio hanno
rispettivamente 235 e 238 come masse protoniche (o neutroniche). Il tutto si riassume in simboli, dicendo
che l’uranio naturale è composto per lo 0.71% di 235 U e per il 99.29% di 238 U: così la natura ha voluto
che oggi meno dell’1% dell’uranio sia costituito da un nucleo fissile e che questo sia l’unico sopravvissuto.
235 U non è un nucleo stabile, ma radioattivo (per emissione di raggi α, cioè di nuclei di elio) con tempo di
dimezzamento di 700 milioni di anni, mentre 238 U, lo è con tempo di dimezzamento di 4.5 miliardi di anni.
La bassa percentuale di 235 U è oggi un grave ostacolo alla creazione di condizioni adatte per l’innesco e lo
sviluppo di una reazione nucleare a catena, cosicché ci si semplifica la vita arricchendo l’uranio naturale in
235 U, con procedimenti tecnologicamente molto complessi. I reattori nucleari oggi in funzione operano
quasi tutti con uranio mediamente arricchito al 3% in 235 U.
Le miniere di uranio oggi sfruttate forniscono concentrati di ossido di uranio mentre l’estrazione di uranio
dal mare è stata messa a punto, dal punto di vista tecnologico, su impianti pilota fin dagli anni cinquanta,
concludendo che l’estrazione potrebbe avvenire a un costo dieci volte maggiore di quello che si affronta
nelle miniere attualmente operanti. Che l’energia nucleare sia quasi perenne e pulita é un dato di fatto ma ha
un grosso problema : le scorie.
In Europa le scorie sono generalmente depositate nei pressi delle quattro centrali nucleari (disattivate col
referendum del 1987) o in centri di stoccaggio di superficie (ovvero non di profondità come quelli geologici,
costruiti a centinaia di metri sotto terra).
I principali centri di stoccaggio europei (tutti non geologici) sono:
o Le Hague (Francia)
o Sellafield (Gran Bretagna)
o Oskarshamn (Svezia)
o Olkiluoto (Finlandia)
Tutti i centri di stoccaggio europei hanno natura "temporanea" per rispondere al criterio di reversibilità. Non
conoscendo con precisione le conseguenze dello stoccaggio di scorie radioattive nel tempo, si rende possibile
un loro trasferimento in altri luoghi. Nel caso dei siti geologici questo non sarebbe più possibile, i materiali
ospitati sottoterra dovranno restarci definitivamente. In alcuni casi, ad esempio in Francia, le scorie nucleari
sono ritrattate all'interno delle centrali nucleari per produrre nuovo combustibile rigenerato (cd Mox) da
riutilizzare nel reattore.
Per il futuro, la UE auspica la costruzione e lo studio di depositi geologici per trovare una soluzione
definitiva alle scorie europee. La UE, dopo i fatti di Scanzano Ionico, sottolinea anche che tale esigenza non
si estende ai paesi privi di piano energetico nucleare (come l'Italia), i quali non hanno l'obbligo di costruire
un deposito geologico e possono attendere "soluzioni europee". I depositi geologici piu studiati sono stati:
Belgio : strato di argilla a 200 metri di profondità sotto la cittadina di Mol, nelle Fiandre;
Canada : formazione granitica a nord di Manitoba ;
Finlandia: formazione granitica a Olkiluoto sulla costa meridionale ;
Francia: strato di argilla a Bure;
Germania : vecchia miniera di sale a 750 m di profondita ad Asse ;
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Stati Uniti : nel marzo del 2008 è stato definitivamente abbandonato il progettato e mai ultimato deposito
geologico reversibile posto a 300 metri di profondità sotto la Yucca Mountain (una montagna di tufo alta
1.500 metri) in Nevada, costruito dopo un percorso di ben oltre 20 anni e costato al governo federale 7,7
miliardi di dollari, che avrebbe dovuto accogliere a partire già dal 1998 circa 77.000 tonnellate di scorie.
Al momento non è stata ancora trovata una destinazione alternativa e le scorie continueranno ad accumularsi
nei 121 depositi esistenti (non sotterranei) dislocati in 39 stati.
Per valutare il valore del coefficiente di spinta a riposo e della tensione tangenziale per la zona di stoccaggio
sotterranea di Yucca Mountain, il Sandia National Laboratories ha condotto 5 fratturazioni idrauliche in situ.
Il test é simile ad una prova Lugeon con doppio packer. La pressione verticale e' stata dedotta dalle densita'
verticali dei materiali in posto e' pari a σ v = 47 bar, mentre le pressioni orizzontali, ortogonali tra loro e
nello stesso piano, chiamate σh max e σh min , sono state ricavate dalle prove di fratturazione.
La pressione di fratturazione di prima iniezione risulta pari a (utilizzando la stessa simbologia da cui e' stato
preso l'esempio): Pc = 3 σh min – σh max – βUo + To = σ – βUo + To
Con β tra 1 e 0 (funzione della porosita' della roccia) mentre Uo e' la pressione del fluido della formazione
o pressione nei pori, ed infine To la trazione unitaria a rottura della roccia. La pressione di seconda iniezione
avviene dopo scarico al primo ciclo e invio di ulteriore acqua in pressione a idrofratturazione gia' avvenuta,
ovvero il picco secondo vale: Pre = Pc – To, e quindi : To = Pc – Pre.
Questi due valori di picco (Pc e Pre) si ottengono facilmente da un grafico su monitor. Chiudendo e
riaprendo il terzo ciclo si misura un nuovo picco di riapertura che pero' non deve essere distante dal secondo.
A questo punto abbiamo Pc, Pre, βUo e To e quindi scriviamo la tensione tangenziale che presenta un valore
ai piedritti del cavo pari a: σ = Pc + βUo – To = 3σh min – σh max ; con σh max = 3 σh min - Pre – βUo
Queste due equazioni ci consentono di ricavare, per l’esempio : σh max = 29 bar e σh min = 17 bar.
Infine Ko = [1+ N / 6N - 2 ] N
dove N = σh min / σh max.
Per il nostro esempio N = 17/29 = 0,58 quindi : Ko = [1,58 /3,51 -2 ] 0,58 = 0,6.
Mentre la tensione tangenziale : σ = 17 *3 – 29 = 22 bar.
Si ricorda che la tangenziale é definita come la pressione critica. La tensione tangenziale massima in un cavo
circolare, per un coefficiente di spinta a riposo Ko = 0 (piccole profondita), si ha ai piedritti e vale 3 volte la
litostatica verticale σ v mentre in calotta si ha una tensione massima di trazione pari alla litostatica verticale.
Se invece Ko = 1/3, si ha lungo i piedritti 2,6 σ v, mentre in calotta la tensione tangenziale é nulla; infine per
Ko = 1 (condizioni idrostatiche profonde) la tensione tangenziale é costante lungo il contorno é pari a 2 σ v
in compressione. Nel caso di mezzo isotropo con Ko = 1 in cui si mette un rivestimento che esercita una
pressione interna q abbiamo una tensione tangenziale σθ = 2σ v – q, nonché circonferenziale σr = q ; quindi
se passa una discontinuita per i piedritti inclinata di β le tensioni su essa valgono:
τn = σr cos 2 β + σθ sen2 β ed σn = σθ sen 2β.
Si impone un fattore di sicurezza: Fs = σn tg φ / τn = 1,5, per ricavare per grandi profondita la pressione di
contrasto q necessaria per la sicurezza.
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Capitolo 14. Ambiente, Igiene e Salute
Prove di labortorio sui suoli e acque.
L’alterazione della roccia é gia stata vista parlando del ciclo delle rocce qui possiamo sintetizzarla di nuovo
come:
- alterazione meccanica o disgegrazione: operata essenzialmente dalla crescita di minerali nei vuoti della
roccia, dalle radici delle piante, da dilatazioni per allentamento delle pressioni dovuta ad asportazioni delle
rocce soprastanti.
– alterazioni chimica o decomposizione: risulta una trasformazione chimica dei minerali con formazione di
nuovi minerali.
- idrolisi: attiva sui silicati come
K feldspato + acqua argille
- carbonatazione: attiva sui silicati
K feldspato + acqua + CO2 argille
- ossidazione:
ferro dai silicati ossidi di ferro
ematite limonite
- idratazione
anidrite gesso
Queste costituiscono la fase iniziale per la costituzione di un suolo al di sopra di un subastrato roccioso.
Il fosforo, ferro, calcio, ecc. che introduciamo nel nostro organismo attraverso elementi animali e vegetali,
derivano dall’alterazione delle rocce con successivo passaggio attraverso il suolo.
Le analisi agrochimiche del suolo hanno acquisito, in particolare negli ultimi anni, un valore rilevante
grazie a una nuova cultura agronomica volta alla razionalizzazione delle colture e al rispetto dell’ ambiente.
L’analisi del suolo è infatti uno strumento fondamentale per
l’elaborazione di un corretto piano di concimazione, che consenta di ridurre i costi e l’impatto
ambientale, ottimizzando la produzione;
la determinazione della qualità del suolo, permette infatti di rilevare contaminazioni e residui inquinanti
indesiderati e/o nocivi.
Metodi ufficiali di analisi. Per chi svolge analisi del suolo è molto importante la scelta dei metodi di analisi
per consentire un’ interpretazione corretta e oggettiva. In Italia sono state pubblicate metodiche ufficiali di
analisi del suolo (D.M. n. 79 del 11/05/1992 e D.M. n.
185 del 13/09/1999) che consentono di uniformare i metodi di analisi e di ottenere valori interpretabili con
oggettività.
Di riferimento per completare il quadro risulta inoltre il D.M. 19 luglio 1989
“Approvazione dei metodi ufficiali di analisi per i fertilizzanti”. Il prelevamento viene effettuato in modi
differenti a seconda dello scopo e dell’estensione della zona da monitorare, distinguendo:
superfici omogenee a cultura omogenea di dimensioni maggiori o uguali a 1 ettaro.
superfici omogenee a cultura omogenee di dimensioni inferiori o uguali a 1 ettaro.
I campioni di suolo di quantità inferiore a 1 kg vanno conservati in contenitori che consentano scambi
gassosi a meno che il prelevamento non debba essere effettuato sul suolo umido.
Preparazione del campione e calcolo umidita. Si prendono 5 gr di suolo secco e si passano al settacio da 2
mm e vengono pesati quindi si mettono in stufa a 105 °C per 18 ore.
Quindi si calcola l’umidita: (Pu – Ps) / Pu )*100
dove: Pu = Peso del suolo secco all’aria. Ps = Peso del suolo secco in stufa a 105 °C
La dispersione del campione tal quale consente la determinazione della tessitura apparente. La dispersione
del campione preceduta dalla distruzione dei cementi organici e ferrici consente la determinazione della
tessitura reale (reagenti : soluzione satura di cloruro sodio, o bicarbonato di sodio, ecc.) tramite la
p = 100 – M - F – S /100. Il peso del campione (p) va corretto tenendo conto del contenuto percentuale di
sostanza organica (M), di Ferro (F) e di Sali solubili (S).
Saturazione in acqua per imbibizione capillare. Con sabbia fine e ben lavata si prepara
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un letto alto 4 cm in un recipiente di 30x30x8 cm. La sabbia va tenuta bagnata senza che
l’acqua la sovrasti; con carta da filtro si preparano piccoli contenitori da riempire con suolo setacciato a 2
mm. Si mettono i contenitori sul letto di sabbia, si sorveglia che i campioni si siano imbibiti e si lascia
riposare la bacinella al coperto fino al giorno dopo. Su un campione di suolo si determina l’umidità che
rappresenta la saturazione in acqua.
PH. Aggiungere al terreno, preventivamente setacciato a 2 mm, H2O deionizzata in rapporto 1:2:5
(tenendo conto dell'umidità del terreno stesso).
Agitare con una bacchetta di vetro alcune volte nell'arco di circa 15 minuti e lasciar riposare per una
per una mezz'ora.
Effettuare le letture dei campioni agitando la soluzione nel becker di tanto in tanto dopo che lo strumento
si è stabilizzato sulla lettura
Determinazione dei carbonati di un terreno. Si effettua misurando l'anidride carbonica
liberata con acido diluito. Dalla quantità di CO2 si risale ai carbonati totali che sono espressi
percentualmente come carbonato di calcio sul terreno seccato a 105 °C.
si adotta l'analisi gas-volumetrica che permette appunto di misurare il volume occupato dalla CO2 liberata
dal terreno dopo trattamento con acido cloridrico a freddo. L'apparecchio utilizzato é il calcimetro.
L'apparecchio consiste di due cilindri graduati sorretti da un supporto. Alla base del cilindro di sinistra é
posto un serbatoio in vetro con H2O deionizzata che rifornisce, mediante l'utilizzo di una pinza, l’H20
necessaria ai due cilindri sovrastanti.
All'inizio dell'esperimento il livello dell'H2O nei due cilindri deve essere uguale e pari a 0.
Capacità di scambio cationico (spesso abbreviata con CSC). E’ la quantità di cationi scambiabili, espressa in
milliequivalenti per 100 grammi (meq/100 g), che un materiale, detto scambiatore, dotato di proprietà di
adsorbimento può trattenere per scambio ionico. Lo scambio ionico rappresenta uno dei principali
meccanismi con cui il terreno trattiene e mette a disposizione delle piante e dei microrganismi elementi quali
il calcio, il magnesio, il potassio, l'azoto ammoniacale, perciò la CSC è un indice della potenziale fertilità
chimica del terreno.
Determinazione della sostanza organica: (metodo Walkley e Black). L’ analisi della sostanza organica ha lo
scopo di determinare la frazione organica del suolo di origine animale e vegetale. Il metodo si basa sul
dosaggio del contenuto di carbonio organico, ottenuto per ossidazione con bicromato di potassio.
valore (Sostanza organica %)
0-0.9 Scarsa
0.9-1.5 Sufficiente
1.5-2.9 Buona
> 2.9 Eccessiva
La sostanza organica aumenta CSC infatti SCS = 0,6 x % argilla + 3 x % sostanza organica. Cosi un terreno
con 35% argilla e 2,5% di argilla: 0,6*35 +3* 2,5 = 28,5 meq /100gr
Azoto. L’ analisi dell’ azoto totale consente la determinazione delle frazioni di azoto organiche e
ammoniacali presenti nel suolo. E’ impropriamente chiamata “azoto totale” perché in realtà non esprime la
quantità delle forme ossidate di azoto (nitrati e nitriti) che rappresentano le forme disponibili. Il valore di
azoto totale può essere considerato un indice di dotazione azotata del terreno, che non è correlato alla
capacità del terreno di rendere l’ azoto disponibile. Il metodo si basa sulla trasformazione dell’ azoto
organico in ammoniaca mediante digestione in acido solforico e catalizzatore. Si procede al dosaggio
dell’ammoniaca previa distillazione.
valore (N g/Kg)
0-1 Scarso
1-1.5 Sufficiente
1.5-2.1 Buono
2.1-3 Elevato
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>3 Eccessivo
L’azoto è un elemento importantissimo, è infatti un costituente fondamentale delle proteine, degli acidi
nucleici e degli enzimi. Nel terreno la forma più assorbita è quella nitrica, per valutare la reale dotazione di
azoto assimilabile del terreno è consigliabile eseguire l’ analisi dell’azoto minerale (nitrati, nitriti e
ammonio).
Caratteristiche di qualità delle acque. La normativa nazionale attualmente in vigore, che disciplina la
qualità delle acque ad uso umano al fine di proteggere la salute dagli effetti negativi della contaminazione
delle acque, recepisce le direttive europee più recenti (D.Lgs. 31/01 e D.Lgs. 27/02).
In particolare nella normativa vengono indicati i valori massimi ammissibili (CMA :
concentrazione massima ammissibile) e i valori guida (VG) per una serie di parametri:
• parametri organolettici (odore, colore, sapore, torbidità)
• parametri chimico-fisici (tipici delle caratteristiche naturali delle acque come ad es.
temperatura, durezza, contenuto di cloruri, solfati)
• parametri concernenti sostanze indesiderabili (nitrati, ferro, ammoniaca, ecc.)
• parametri concernenti sostanze tossiche (arsenico, piombo, antiparassitari, ecc.)
• ed infine parametri microbiologici (coliformi,streptococchi fecali, ecc.)
Temperatura: per una buona acqua potabile si deve avere tra 10 e 15°C. La temperatura definsce le aque
termali in: acque subtermali T = 15 - 20 ° C, acque termali T = 20 - 50 °C
acque acrotermali T > 50 °C.
Conducibilita elettrica: viene misurata con conduttimetri con cella ed elettrodi platinati ed é in relazione con
il contenuto salino presente. L’unità di misura comunemente usata per la conducibilità è il Siemens/cm
nell’ordine di grandezza di 10 -3, cioè il milliSiemens/cm (mS/cm), o di 10-6, il microSiemens/cm
Il Siemens è l’inverso dello Ohm . Nel caso di misure di soluzioni acquose, il valore della conducibilità è
strettamente legato alla concentrazione di ioni, cioè più ioni sono presenti nella soluzione, maggiore risulta la
sua conducibilità. La variazione della conducibilità per grado di temperatura varia a seconda della
composizione della soluzione. Se ne tiene conto introducendo un fattore di compensazione, espresso in
% / °C, rispetto al valore standard 20°C (Ref. D.lgs 31/01 pari 500 max microsiemens /cm a 20°C).
Residuo fisso: è un parametro utilizzato per classificare le acque minerali e le acque potabili in generale.
Solitamente espresso in mg/L, indica la quantità di sostanza solida perfettamente secca che rimane dopo aver
fatto evaporare in una capsula di platino, previamente tarata, una quantità nota di acqua
precedentemente filtrata. Facendo riferimento a 180°C:
acque meteoriche: compreso tra 10 e 80 mg/L
acque oligominerali: compreso tra 80 e 200 mg/L
acque mediominerali: compreso tra 200 e 1.000 mg/L
acque minerali: superiore a 1.000 mg/L
acque salate: superiore a 30.000 mg/L
PH : misurata con piaccametri con elettrodo a vetro e deve essere tra 6,5 - 9,5 (Dlgs 31/01)
Cloruri. Si aggiunge acqua distillata fino a raggiungere 10-15 cm3, quindi si aggiunge qualche goccia di
cromato di potassio K2CrO3 che funge da indicatore. Si versa poi una soluzione già titolata di nitrato di
argento Ag NO3 fino a che non avviene il viraggio per una colorazione rosso salmone (tutto il cloruro é
precipitato diventando cloruro di argento). Sapendo quanto nitrato è stato adoperato:
NaCl (gr/l) = AgNO3 (cm3) * 5,84.
Durezza: generalmente espressa in gradi francesi (°f, da non confondere con °F, che sono i gradi
Fahrenheit), dove un grado rappresenta 10 mg di carbonato di calcio (CaCO3) per litro di acqua
(1 °f = 10 mg/l = 10 ppm - parti per milione; si ha anche un grado tedesco D° = 10 mg/l di CaO).
Alternativamente è possibile esprimere il risultato come millimoli di carbonato di calcio per litro di acqua, ad
esempio: a 1,2 mmol/l corrispondono 12 °f. In genere, le acque vengono classificate in base alla loro
durezza come segue (valori guida da 15 -50 ma in genere inferiore a 32 °f per uso umano):
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fino a 7 °f:
molto dolci
da 7 °f a 14 °f: dolci
da 14 °f a 22 °f: mediamente dure
da 22 °f a 32 °f: discretamente dure
da 32 °f a 54 °f: dure
oltre 54 °f:
molto dure.
La misura della durezza viene fatta in modo preciso titolando il campione di acqua con una soluzione
di acido etilendiamminotetraacetico (EDTA) a concentrazione esattamente nota in presenza di nero
eriocromo T (NET), un indicatore che forma un complesso di colore rosa con gli ioni di calcio e magnesio.
All'interno di un intervallo di valori di pH ben definito, l'EDTA forma con gli ioni calcio e magnesio
un complesso molto stabile (più stabile di quello con il nero eriocromo T). Il pH viene portato al valore
ottimale di 10 unità per aggiunta di una soluzione tampone a base di ammoniaca e si inizia ad aggiungere
EDTA al campione. Quando tutti gli ioni di calcio e magnesio risultano complessati dall'EDTA, il nero
eriocromo T vira da rosa a blu scuro. Titolando 100 ml di campione d'acqua utilizzando una soluzione
0,01 M di sale bisodico di EDTA è possibile ricavare direttamente la durezza in gradi °f, sapendo che ogni
ml di titolante utilizzato corrisponde a 1 °f.
La presenza di NO3 (ioni nitrati) evidenzia il contatto dell’acqua con terreni concimati (NH4 NO3 nitrato di
ammonio e KNO3 nitrato di potassio). In presenza di un vecchio inquinamento con acque di fogna si ha NH 3
che deriva da sostanze proteiche. La presenza di NO 3 e NO2 (ioni nitrati) rappresentano lo stadio finale
dell’ossidazione e quindi che l’inquinamento é cessato (tuttavia é necessario eseguire un test
microbiologico). In genere l’acqua di falda ha una resistivita di 10 ohm m 2/m pari ad una conducibilita di
1 microsiemens / cm a 20°C. Tale conducibilita corrisponde ad un residuo secco di 0,6 mg/litro.
La qualita chimica dell’acqua proveniente da rocce vulcaniche e metamofiche é sempre buona fatta
eccezione nelle zone aride o dove l’acqua marina fossile o attuale sia migrata nelle fessure. Rocce
metamorfiche ricche in pirite possono far aumentare il contenuto in solfati dell’acqua di falda. Nei marmi
l’acqua puo avere una durezza medio-alta. Nei gabbri, anfiboliti, serpentiniti e basalti si possono rinvenire
concentrazioni di magnesia e silice. Le rocce ricche in quarzo come quarziti, graniti, gneiss, micascisti e
porfidi quarziferi presentano un basso contenuto salino. Nelle rocce sedimentarie le acque dolci sono piu
vicine alla superficie mentre la salinita tende ad aumentare con la profondità. Negli argilloscisti si notano
contenuti anomali di Fe e Fl ed un PH = 5,5 -7. Nelle rocce carbonatiche costituite da basi forti e da acido
debole si ha PH = 8-9. L’acqua delle arenarie é influenzata dai litotipi adiacenti, dalla matrice e cemento
nonché dalla profondita. Infine i depositi sciolti sono il campo di ricerca piu importante perche le acque sono
superficiali, si perforano facilmente e la qualita é spessa buona. Nelle dune e depositi alluvionali di
fondovalle vi é una buona acqua. Nelle pianure alluvionali vi é differenza tra acque superficali e piu
profonde freatiche che hanno una durezza maggiore.
Le acque industriali per lavanderie richiedono minima durezza; nelle tintorie non ci deve essere ferro; per le
industrie di fermentazione assenza di micro-organismi; nelle caldaie si richiedono acque non incrostanti ne
corrosive dato che acque con Cl e Mg esercitano una azione corrosiva sulle lamiere metalliche.
Rifiuti e discariche. I rifiuti sono classificati in genere in 3 categorie: urbani, speciali e tossici. I primi sono
quelli provenienti da insediamenti civili, i secondi sono quelli dei residui produttivi di industrie o i rifiuti di
ospedali e laboratori biologici o ancora i macchinari abbandonati e i residui dell’attività di trattamento e
depurazione delle acque. Infine i residui tossici sono indicati da apposite leggi e decreti. Le categorie delle
discariche sono di : prima categoria ( RSU = rifiuti solidi urbani ) seconda categoria (2A = rifiuti inerti come
rocce da scavo, demolizioni, vetri; 2B = rifiuti tossici in concentrazioni limitate; 2C = rifiuti speciali
derivanti da lavorazioni artigianali, agricole, commerciali, residui derivanti da depurazione delle acque),
terza categoria (rifiuti speciali ospedalieri, rifiuti nocivi in alta concentrazione). Con il compostaggio é
possibile trattare i rifiuti fino a rendere i prodotti utilizzabili come fertilizzanti (compost). Prima si cerca di
rompere vetri, sacchetti plastica, tessuti, ecc. quindi in seguito la materia organica subisce processi di
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fermentazione aerobica che può avvenire in 2-3 mesi per via naturale o meno se avviene in speciali reattori
chiusi.
Nelle discariche tradizionali vengono create le condizioni ottimali per le fermentazioni in ambiente aerobico
della sostanza organica presente. Per ottenere questo scopo i rifiuti vengono distribuiti su una superficie
ampia. Per favorire la dispersione dei gas (CO2, solfati, nitrati, ecc.) i rifiuti vengono coperti con uno strato
di materiale permeabile. Durante la fermentazione si raggiungono i 50 °C e quando si ritorna a 15°C, il
processo é terminato e si possono produrre anche liquidi percolati che vengono raccolti da un sistema
drenante.
Nelle discariche di rifiuti compattati vengono create le condizioni per la fermentazione dopo che strati spessi
2 – 2,5 m di densità 0,8 kg/m3 vengono costipati e quindi sono poi ricoperti con 20 cm di materiale inerte.
Il biogas prodotto di CH4, H2S, ecc. può essere raccolto e riutilizzato cosi come i percolati liquidi vengono
raccolti dal sistema drenante e depurati.
Nelle discariche con pre- trattamento, i materiali vengono triturati alle dimensioni di 5 cm oppure sono
pressati in blocchi da 1 m3 con densità di 1 - 1,2 ton/m3.
I vantaggi sono dovuti alla riduzione del materiale stoccato, e da ciò deriva una maggiore durata dell'attività
della discarica.
I maggiori problemi ambientali legati ai rifiuti sono :
- migrazione nel terreno e atmosfera di gas tossici ed esplosivi;
- fuoriuscita di percolati nocivi che vanno a contaminare la falda;
- erosione tramite acque dilavanti con affioramento dei rifiuti e dispersione di cattivi odori.
Ridurre i 3 sopracitati aspetti significa eseguire una discarica ecologicamente e ingegneristicamente corretta
ovvero eseguire una “ discarica controllata”.
Nel caso di rifiuti inerti la copertura dei rifiuti é la medesima ma al di sotto c’é subito la barriera geologica
di permeabilità 10 – 7 m/s al massimo e nel caso non offre sufficiente protezione si mette una barriera
artificiale di almeno 50 cm. Nel caso di rifiuti pericolosi la sezione stratigrafica é la stessa con l’aggiunta di
un rivestimento impermeabile tra strato drenante e compatto in copertura mentre la barriera geologica deve
essere almeno spessa 5 m.
La geomembrana tipica utilizzata al fondo e sulle pareti é spessa 2 – 2,5 mm ed é normalmente di polietilene
ad alta densità (HPDE).
Per quanto riguarda i gas che si sviluppano in seno alla discarica si eseguono dei pozzi mentre per i percolati
dei sistemi di drenaggio a maglia.
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Nel caso di discariche lungo i versanti si eseguono lateralmente dei sperori inclinati o trincee verticali
drenanti che interessano tutta la zona dei rifiuti.
Per la messa in sicurezza di vecchie discariche o per l’intervento in zone da bonificare per un inquinamento
in atto (trattamento di siti inquinati) si eseguono i seguenti tipici interventi:
- Barriere permeabili reattive (PBR) si eseguono nel sottosuolo per sbarrare acque di falda contaminate. sono
realizzate con diversi materiali: ferro, assorbenti quali carbone attivo, zeoliti naturali, supporti inerti adatti
alla crescita di microrganismi. Sono strutture economiche che non prevedono pompaggio ma solo processi
microbiologici e/o geologici attraverso processi di adsorbimento e precipitazione o reazioni degradativi che
permettono di purificare l’acqua di falda. La barriera può essere anche fisica tramite un tampone geotecnico
(palancole, paratie plastiche con bentonite, muri sottofondati).
In questo caso l’acqua di falda viene sbarrata per non andare nei terreni contaminati.
- Air sparging prevede di immettere in un pozzo aria in pressione nell’acqua di falda da provocare la
vaporizzazione dei composti inquinanti. Nella falda si agisce anche con trattamenti termici per favorire
l’evaporazione dei composti maggiormente volatili.
- Bioventing é una tecnologia in situ che sfrutta i microrganismi e la fornitura di ossigeno al suolo inquinato
tramite pozzi di iniezione per l’introduzione dell’aria; parametri fondamentali del bioventing sono la
granulometria del suolo e l’umidità cosi come il PH = 6-8, per favorire l’attività microbica. In genere i rifiuti
vengono pretrattati (scavo, vagliatura, triturazione) e quindi dopo l’azione dei microrganismi anche in parte
recuperati (biopile).
Igiene e salute nei luoghi di lavoro e nei Cantieri temporanei
La malattia professionale è un evento dannoso alla persona che si manifesta in modo lento, graduale e
progressivo, involontario e in occasione del lavoro. Nella malattia professionale, diversamente che
nell’infortunio, l’influenza del lavoro nella genesi del danno lavorativo è specifica, poiché la malattia deve
essere contratta proprio nell’esercizio ed a CAUSA di quell’attività lavorativa.
I principali problemi per la salute sono correlati ai seguenti fattori di rischio:
1) movimentazione manuale di carichi pesanti;
2) mantenimento protratto di posture incongrue;
3) rumore;
4) vibrazioni;
5) polveri;
6) ritmi di lavoro;
7) lavoro straordinario.
I lavoratori edili soffrono più dei colleghi di altri settori di disturbi muscolo scheletrici, come lombalgie,
cervicalgie e problemi degli arti.
Molti di essi risultano ancora oggi esposti ad amianto.
I carpentieri hanno un rischio relativo elevato di sviluppare un tumore delle cavità nasali come risultato
dell’esposizione a polveri di legno. Le polveri generate dal taglio e dalla lavorazione di prodotti contenenti
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silice cristallina, come ad esempio la sabbia, sono in grado di sviluppare silicosi e gravi patologie
respiratorie;
Il ripetuto contatto con sostanze a base liquida, come ad esempio oli, resine e prodotti a base di cemento,
possono provocare problemi cutanei ( dermatiti professionali )e, meno frequentemente asma allergico.
Numerosi lavoratori edili risultano esposti ad alti livelli di rumore e vibrazioni a causa dell’utilizzo di
macchinari, tra cui i martelli pneumatici. Tali esposizioni incrementano il rischio di ipoacusia da rumore e di
disturbi a carico del sistema mano-braccio.
Il Servizio Prevenzione e Sicurezza negli Ambienti di Lavoro (SPSAL), operante nel Dipartimento di Sanità
Pubblica dell’Azienda USL, ha quale compito fondamentale la tutela della salute nei luoghi di lavoro
attraverso la promozione e il controllo delle condizioni di sicurezza, di igiene e di salute dei lavoratori.
È un Ente pubblico non economico che gestisce l'assicurazione obbligatoria contro gli infortuni sul lavoro e
le malattie professionali. I principali obiettivi • ridurre il fenomeno infortunistico; • assicurare i lavoratori
che svolgono at • garantire il reinserimento nella vita lavorativa degli infortunati sul lavoro.
Il Corpo nazionale dei vigili del fuoco secondo art. 13 del D.Lgs. 81/2008 vigila sull'applicazione della
legislazione in materia di sicurezza nei luoghi di lavoro "per quanto di specifica compete e quindi nel
prevenire l'insorgere di incendi nei luoghi di lavoro.
Il personale operativo del C.N.VV.F. nell'esercizio delle attività istituzionali svolge funzioni di polizia
giudiziaria ascrivibili alle due seguenti categorie: delitti contro la pubblica incolumità; contravvenzioni in
materia di sicurezza antincendio nei luoghi di lavoro.
L’INAIL é l’ Istituto Nazionale per l’Assicurazione contro gli Infortuni sul Lavoro ed é un Ente pubblico
non economico che gestisce l'assicurazione obbligatoria contro gli infortuni sul lavoro e le obiettivi sono:
assicurare i lavoratori che svolgono attività a rischio; garantire il reinserimento nella vita lavorativa degli
infortunati sul lavoro.
Le figure professione in materia di sicurezza sono:
- Committente privato. È Il soggetto per conto del quale l’opera viene realizzata. È la persona fisica
legittimata alla firma dei contratti di appalto per l’esecuzione dei lavori. Sono committenti privati le
immobiliari, le amministrazioni condominiali, i singoli soggetti giuridici. È tenuto a garantire le misure
generali di tutela per la sicurezza. Può espletare anche le funzioni di coordinatore nel momento in cui è in
possesso dei requisiti richiesti dalla legge. Il committente privato: può, a sua discrezione, designare un
responsabile dei lavori per l’adempimento degli obblighi di legge. È comunque sempre responsabile per la
verifica e l’applicazione del piano per la sicurezza e del coordinamento tra imprese.
Sceglie il coordinatore in fase di progettazione (CSP) e, successivamente, il coordinatore in fase di
esecuzione (CSE). Per lavori privati non soggetti a PSC (piano strutturale di coordinamento) e importo
inferiore a € 100.000 non è necessario nominare il CSP ma solo il CSE, il quale svolge anche funzioni di
CSP.
Il Committente verifica l’idoneità tecnico-professionale delle imprese con particolare riferimento ai seguenti
aspetti:
- iscrizione alla Camera di Commercio, Industria, Artigianato ;
- regolarità contributiva, contrattuale e assicurativa (INPS,Cassa Edile, INAIL) ;
- dichiarazione organico medio annuo distinto per qualifica dei lavoratori elenco lavori realizzati negli ultimi
anni adempimenti;
L’attestazione relativa agli adempimenti contributivi e assicurativi avviene tramite il rilascio del DURC
(Documento Unico di Regolarità Contributiva) predispone la notifica preliminare che deve essere inviata
all’ASL e alla Direzione Provinciale del Lavoro, prima dell’inizio dei lavori (una copia deve essere affissa in
cantiere).
- Committente pubblico. È Il soggetto istituzionale che decide della realizzazione di un’opera pubblica,
preoccupandosi di reperire le risorse finanziarie. Una volta che la realizzazione dell’opera viene deliberata,
spetta al RUP (Responsabile Unico del Procedimento nominato dal Sindaco e dalla Giunta) procedere per lo
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svolgimento dell’incarico interno all’ufficio tecnico comunale o per l’affidamento dello stesso attraverso un
bando per l’individuazione del progettista, del direttore lavori, del coordinatore alla sicurezza e delle altre
figure professionali che intervengono nella progettazione ed esecuzione dell’opera.
- Datore di lavoro (Impresa). È il responsabile dell’impresa o unità produttiva a cui viene commissionata
la realizzazione dell’opera. È il principale destinatario dell’obbligo di garantire l’integrità fisica dei
lavoratori. È colui che ha il potere di decidere e di investire denaro per adempiere agli obblighi di sicurezza
(nelle aziende è il presidente del Consiglio di Amministrazione). Il datore di lavoro: nomina le figure di
responsabilità: il Responsabile del Servizio di Protezione e Prevenzione (R.S.P.P), gli Addetti del Servizio di
Protezione e Prevenzione (ASPP), il medico competente, gli addetti alle emergenze. Fornisce ai lavoratori
mezzi di protezione adeguati individuali o collettivi.
Deve consentire ai RLS / RLST (rappresentanti dei lavoratori in materia di sicurezza) di verificare
l’applicazione delle misure di sicurezza e di accedere alle informazioni. Tiene aggiornato il registro degli
infortuni.
Verifica, in caso di subappalto, l’idoneità tecnico professionale delle imprese o lavoratori autonomi.
Organizza il cantiere. In tal senso dovrà adottare misure per adeguare i posti di lavoro dei cantieri all’interno
dei locali, rendendo conformi i luoghi di lavoro al servizio del cantiere, curando le condizioni di rimozione
dei materiali pericolosi, disponendo per il corretto stoccaggio e per l’evacuazione delle macerie
Redige o fa redigere il Piano Operativo di Sicurezza (POS).
Mette a disposizione degli RLS / RLST, almeno 10 giorni prima dell’inizio dei lavori, copia del PSC e del
POS. Raccoglie il POS delle imprese subappaltatrici e li mette a disposizione del coordinatore in fase
esecutiva, dopodiché, qualora lo richieda il coordinatore, aggiorna il proprio POS così come sono tenute a
farlo le imprese subappaltatrici; si attiene a quanto indicato nel PSC e POS e dà applicazione alle prescrizioni
del PSC e POS, in stretta collaborazione con il coordinatore in fase esecutiva.
- Coordinatore della sicurezza per la progettazione (CSP). È un professionista (architetto, ingegnere,
geologo, geometra, perito industriale), al quale viene dato l’incarico di valutare già in fase di progetto che
l’edificio da costruire abbia caratteristiche tali da poter essere realizzato applicando le norme di sicurezza.
Il coordinatore della progettazione viene designato dal committente contestualmente al progettista dell’opera,
possedendo i requisiti professionali previsti dalla legge. Può incidere nelle scelte progettuali imponendo
l’adozione di accorgimenti opportuni a rendere l’opera “sicura” anche nelle successive fasi di manutenzione.
È responsabile in prima persona della redazione del PSC e del fascicolo tecnico, a prescindere da chi
realmente lo redige, e viene sanzionato in caso di inadempienza.
- Coordinatore della sicurezza per l’esecuzione (CSE). È un tecnico con competenze specifiche in materia
di sicurezza nei cantieri. Ha le stesse caratteristiche del CSP, e quindi può essere un architetto, un ingegnere,
un perito o un geometra. Viene designato dal committente prima dell’affidamento dei lavori. Non può però
essere il datore di lavoro dell’impresa esecutrice o dipendente della stessa. Qualora nei cantieri con un’unica
impresa nel prosieguo dei lavori dovessero intervenire altre imprese subappaltatrici, il committente è tenuto
alla nomina di un coordinatore per la sicurezza in fase esecutiva a cui spetterà il compito di redigere il PSC
ed il fascicolo tecnico, assumendo così anche il ruolo di coordinatore in fase di progettazione.
Le incombenze del CSE sono molto ampie e rappresentano il vero e proprio anello di collegamento fra
committenza e impresa. Le sue principali funzioni sono:
Prima dell’inizio dei lavori al CSE vengono trasmessi i POS delle imprese esecutrici.
Valuta la compatibilità tra quanto previsto dal PSC e dai POS delle imprese esecutrici.
Aggiorna il fascicolo tecnico, quando occorre.
Accerta che siano stati consultati RLS / RLST nell’accettazione del PSC da parte delle imprese.
Controlla l’applicazione del PSC.
Verifica in cantiere, con azioni di coordinamento e controllo, l’applicazione da parte delle imprese
esecutrici e dei lavoratori autonomi delle disposizioni del PSC e verbalizza quanto rilevato durante i controlli
periodici.
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Verbalizza ogni determinazione assunta e concordata con le imprese ed i lavoratori, verificando che i
lavoratori siano stati informati dalle imprese sugli adeguamenti concordati.
Coordina la consultazione tra gli RLS / RLST e le imprese.
Riferisce al committente sulle inadempienze delle imprese, proponendo l’eventuale l’allontanamento delle
imprese e dei lavoratori autonomi dal cantiere, e la risoluzione del contratto. Se il committente o il
responsabile dei lavori, senza motivazioni precise, non prendono decisioni sulla base di questa segnalazione,
il coordinatore dà comunicazione dell’inadempienza all’ASL e alla Direzione Provinciale del Lavoro.
Ordina la sospensione dei lavori in caso di pericolo grave e imminente.
RIEPILOGO:
• CANTIERE DI QUALSIASI DIMENSIONE, SIA PUBBLICO CHE PRIVATO, CON 1 IMPRESA
ESECUTRICE: NO CSP E NO CSE
• CANTIERE PUBBLICO DI QUALSIASI DIMENSIONE CON 2 O PIU IMPRESE ESECUTRICI: SI
CSP E SI CSE
• CANTIERE PRIVATO NON SOGGETTO AD ALCUNA PRATICA EDILIZIA, QUALSIASI IMPORTO
DEI LAVORI, CON 2 O PIU IMPRESE ESECUTRICI: NO CSP E SI CSE (CHE REDIGE IL PSC).
• CANTIERE PRIVATO SOGGETTO A PRATICA EDILIZIA CON IMPORTO DEI LAVORI
INFERIORE AI 100.000 € CON 2 O PIU IMPRESE ESECUTRICI: NO CSP E SI CSE (CHE REDIGE IL
PSC).
• CANTIERE PRIVATO SOGGETTO A PRATICA EDILIZIA CON IMPORTO DEI LAVORI
SUPERIORE AI 100.000 € CON 2 O PIU IMPRESE ESECUTRICI: SI CSP E SI CSE.
• CANTIERE DI UNO QUALSIASI DEI PRECEDENTI CASI CON 1 IMPRESA ESECUTRICE CHE IN
CORSO D'OPERA AUMENTA A 2 O PIU IMPRESE ESECUTRICI: NO CSP E SI CSE (CHE REDIGE
IL PSC).
- Responsabile di prevenzione e protezione dell’Impresa (RSPP) . È la persona, con attitudini e capacità
adeguate, incaricata dal datore di lavoro, per l’individuazione e valutazione dei rischi e delle relative misure
di sicurezza. Il responsabile del servizio di prevenzione e protezione deve essere nominato dal datore di
lavoro previa consultazione dell’RLS / RLST. Anche gli addetti al servizio di prevenzione e protezione
(ASPP) possono essere interni o esterni all’unità produttiva. Le loro capacità, nonché i requisiti professionali
devono essere adeguati alla entità dei rischi presenti sul luogo di lavoro e relativi alla attività lavorativa:
devono comunque essere in possesso di un titolo di studio, almeno di un diploma di istruzione secondaria
superiore, con attestato di frequenza a specifici corsi di formazione. Sono inoltre tenuti a frequentare corsi di
aggiornamento. Nelle società con meno di 30 dipendenti può essere il datore di lavoro stesso, previo
specifico corso di formazione. Le attitudini e capacità adeguate derivano da compiti svolti in precedenza in
materia di Prevenzione e Protezione.
- Rappresentante per la sicurezza (RLS/RLST). È il rappresentante dei lavoratori per quanto concerne gli
aspetti della salute e della sicurezza. Viene eletto dai lavoratori con un’apposita assemblea aziendale (RLS).
Può essere individuato anche in ambito territoriale (RLST). Deve ricevere un’adeguata formazione e seguire
uno specifico corso. Nel considerare il suo profilo, il suo ruolo e i suoi compiti, si tenga conto di questi
elementi:
• è esente da responsabilità sanzionabili;
• non può subire alcun pregiudizio nell’espletamento delle sue funzioni;
• ha libertà di accesso ai luoghi di lavoro;
• riceve il documento di valutazione dei rischi e accede al Registro Infortuni;
• promuove iniziative idonee a tutelare la salute dei lavoratori;
• formula osservazioni in caso di visite delle autorità competenti.
La valutazione dei rischi. Il RSPP é una figura che ha preso molto campo negli ultimi anni sia nelle
aziende e anche all’estero per seguire nei cantieri le procedure di igiene e sicurezza sul lavoro del cliente
(dighe, impianti chimici, piattaforme petrolifere di sfruttamento, miniere, ecc.). In questo campo
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cantieristico, abbastanza ben retribuito, sono necessarie conoscenze tecniche sulle lavorazioni di cantiere e
quindi sui possibili rischi connessi che si possono avere (si riveda ad es. lavori in sotterraneo), e delle azioni
preventive da mettere in campo. I rischi principali in Cantiere sono:
• Il rischio elettrico e la protezione contro le scariche atmosferiche
• Il rischio negli scavi, nelle demolizioni, nelle opere in sotterraneo ed in galleria
• I rischi connessi all’uso di macchine e attrezzature di lavoro con particolare riferimento agli apparecchi di
sollevamento e trasporto
• I rischi chimici in cantiere
• I rischi fisici: rumore, vibrazioni, microclima, illuminazione
• I rischi connessi alle bonifiche da amianto
• I rischi biologici
• I rischi da movimentazione manuale dei carichi
• I rischi di incendio e di esplosione
• I rischi nei lavori di montaggio e smontaggio di elementi prefabbricati
In questo ambito l’unica laurea esistente in Italia e quella triennale in ingegneria della sicurezza all’Insubria
(Como) dove si forniscono esami come: igiene sul lavoro, ecologia applicata, microbiologia, ingegneria
sanitaria ambientale, scienza delle costruzioni, sicurezza dei cantieri, ecc. In genere esami come Gestione e
Sicurezza dei Cantieri e Impianti Chimici sono gli esami ad hoc per questa figura, ed infatti molti RSPP
Italiani in giro per il mondo sono Geometri e Periti Chimici ed ultimamente anche Ingegneri Ambientali
della triennale (spesso donne nelle ditte Francesi e Tedesche) dato che alla sicurezza si unisce anche spesso
la protezione ambientale.
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