Fundamentos Para la explotacion de minas.pdf

UNIVERSIDAD NACIONAL AUTÓNOMA DE MÉXICO FACULTAD DE INGENIERÍA

FUNDAMENTOS PARA LA EXPLOTACIÓN DE MINAS Víctor Manuel López Aburto

DIVISIÓN DE INGENIERÍA EN CIENCIAS DE LA TIERRA DEPARTAMENTO EXPLOTACIÓN DE MINAS Y METALURGIA

LOPEZ ABURTO, Víctor Manuel. Fundamentos para la explotación de minas. México, UNAM, Facultad de Ingeniería, 2003, 503 p.

Fundamentos para la explotación de minas Prohibida la reproducción o transmisión total o parcial de esta obra por cualquier medio o sistema electrónico o mecánico (incluyendo el fotocopiado, la grabación o cualquier sistema de recuperación y almacenamiento de información), sin consentimiento por escrito del editor. Derechos reservados.  2003, Facultad de Ingeniería, Universidad Nacional Autónoma de México. Ciudad Universitaria, 04510, México, D.F. ISBN Primera edición, febrero de 2003.

Impreso y hecho en México.

PROLOGO

El objetivo fundamental para la publicación de esta obra es el de proporcionar a los alumnos de la carrera de Ingeniero de Minas y Metalurgista, impartida en la Facultad de Ingeniería de la UNAM, material bibliográfico suficiente para cubrir el contenido temático de la asignatura Elementos para la explotación de minas. El contenido representa una selección muy cuidadosa de artículos, notas y libros de diversos autores de prestigio reconocido mundialmente dentro del área de la explotación de minas, la mayoría de ellos escritos en idioma inglés, por lo que se espera que esta obra, escrita en español y compilada por el ingeniero Víctor Manuel López Aburto, facilite sustancialmente el estudio de la explotación de minas, tanto las subterráneas como las superficiales. El trabajo se encuentra dividido en seis capítulos, cada uno de los cuales aborda temas relacionados con los fundamentos mínimos necesarios y más difundidos dentro de la industria minera nacional que requiere conocer un profesional que se vaya a dedicar a la explotación y diseño de minas. 1 2 3 4 5 6

Introducción al estudio de la minería. Obras de exploración y desarrollo. Muestreo y cálculo de reservas. Aire comprimido, compresores y redes de distribución. Teoría y uso de los explosivos Trazo de barrenaciones en obras mineras. Fortificación en las excavaciones mineras.

En el primer capítulo se describe, en forma general, la historia de la minería desde sus orígenes hasta nuestros días, enfatizando su importancia y contribución al desarrollo del hombre. Se incluye un glosario de términos mineros mexicanos y se hace una cronología de la minería en México. En el capítulo 2 se definen los objetivos de las obras de exploración y desarrollo, los equipos de perforación en roca más empleados, los sistemas para toma de muestras y los métodos para la estimación de reservas minerales.

El cálculo de compresores y redes de distribución de aire comprimido se abordan en el capítulo 3, pasando por los fundamentos y definiciones termodinámicas de los fenómenos. El cuarto capítulo trata los temas referentes al uso y manejo de los explosivos usados en las obras mineras, a su historia y desarrollo y al principio de la fragmentación de las rocas. Se explican los criterios fundamentales para la selección de explosivos comerciales y sus artificios de iniciación, para finalmente establecer la metodología de cálculo para disparos eléctricos. El trazo y diseño de cuñas y plantillas de barrenación en obras subterráneas y a cielo abierto, se explica en el quinto capítulo, para por último abordar en el capítulo 6 lo relacionado con los sistemas y materiales de fortificación en obras mineras subterráneas, describiendo las diversas estructuras y elementos e indicando sus aplicaciones y usos. El autor confía en que esta obra sea de utilidad tanto para estudiantes de la especialidad como para personas con experiencia, que necesiten recordar algunos conceptos básicos. Se agradece a la Unidad de Apoyo Editorial de la Secretaría General de la Facultad de Ingeniería de la UNAM por la edición de la obra. A la Mtra. María Cuairán Ruidíaz por la estructuración didáctica y corrección de estilo, a Andrea Ayala Hernández y Patricia Eugenia García Naranjo por el cotejo de captura de correcciones y a Ana María Sánchez Téllez por la tipografía, captura de correcciones y retoque de figuras. También se agradece la colaboración de todos los estudiantes de Ingeniería de Minas que, a través de su servicio social, han trabajado en la elaboración de esta obra, muy en especial al pasante Erving Javier Escala Vega quien con su entusiasmo y conocimiento de los medios informáticos de edición, contribuyó al enriquecimiento gráfico de este documento.

CONTENIDO Capítulo 1 INTRODUCCIÓN AL ESTUDIO DE LA INDUSTRIA MINERA

1.1 Definiciones.............................................................................................1 1.1.1 Mineral ..........................................................................................1 1.1.2 Mena..............................................................................................3 1.1.3 Roca...............................................................................................3 1.2 Definición de términos mineros mexicanos ............................................4 1.2.1 Glosario de términos mineros mexicanos ....................................5 1.3 La minería y su contribución al desarrollo del hombre........................ 33 1.4 La evolución de la tecnología minera y su influencia en la vida económica del hombre .........................................................................34 1.5 Síntesis histórica de la minería en México ...........................................39 1.5.1 Desarrollo cronológico de la minería en México ........................41 1.6 Crónica del descubrimiento de algunas minas mexicanas ...................50 Capítulo 2 OBRAS DE EXPLORACIÓN Y DESARROLLO, MUESTREO Y CÁLCULO DE RESERVAS

2.1 Introducción.......................................................................................... 59 2.2 Nomenclatura y fines de las obras de prospección, exploración y desarrollo............................................................................................60 2.2.1 Definición....................................................................................60 2.2.2 Descripción..................................................................................60 2.2.3 Equipo y materiales usados en la prospección ............................62 2.2.4 Obras de exploración y desarrollo...............................................63 2.3 Procedimiento de muestreo, registro y control de muestras. Planos y secciones de muestreo ...........................................................................75 2.3.1 Procedimientos de muestreo........................................................75 2.3.2 Método para tomar tres muestras en vetas .................................77 2.3.3 Método para tomar cinco muestras ............................................77 2.3.4 Otros métodos de toma de muestras ...........................................78 2.3.5 Registro y control de muestras ...................................................80 2.3.6 Cálculo de la ley media y tonelaje de una mena .........................82 2.4 Cálculo de reservas minerales ..............................................................89 2.4.1 Generalidades ..............................................................................89 2.4.2 Clasificación de métodos para el cálculo de reservas ................90 2.4.2.1 Métodos convencionales ...............................................91 2.4.2.2 Métodos computarizados ..............................................92 2.4.3 Requerimientos para el cálculo de reservas ...............................93 2.4.4 Criterio de selección del método ................................................94 2.4.5 Análisis de los datos de exploración ..........................................95 2.4.6 Procedimiento para la estimación de reservas ............................96 2.4.7 Elementos principales para el cálculo ........................................97

v

2.4.8 Preparación mecánica y ensaye de la muestra ........................... 98 2.4.9 Clasificación de las reservas minerales ...................................... 99 2.4.10 Técnicas para el cálculo de reservas ...................................... 101 2.4.10.1 Pesos y áreas de influencia ...................................... 102 2.4.10.2 Secciones transversales ........................................... 112 2.4.10.3 Métodos analíticos .................................................. 114 2.4.11 Métodos estadísticos .............................................................. 120 2.4.12 Métodos geoestadísticos ........................................................ 122 2.4.13 Comparación de ventajas y desventajas de los métodos convencionales contra los métodos geoestadísticos ........................................................................ 129 2.4.14 Conclusiones .......................................................................... 131 Capítulo 3 AIRE COMPRIMIDO, COMPRESORES Y REDES DE DISTRIBUCIÓN

3.1 Datos históricos sobre el aire comprimido.......................................... 133 3.2 Terminología y definiciones relativas al aire comprimido ................. 139 3.3 Cálculo del volumen de aire comprimido requerido para una operación minera subterránea ............................................................. 143 3.3.1 Compensación por altitud ......................................................... 143 3.3.2 Aire requerido por las perforadoras .......................................... 146 3.3.3 Aire consumido por las perforadoras a diferentes elevaciones ............................................................................... 147 3.3.4 Coeficiente de simultaneidad .................................................... 147 3.3.5 Eficiencia volumétrica relativa ................................................. 149 3.3.6 Velocidad de penetración.......................................................... 150 3.3.7 Costos de producción del aire comprimido .............................. 151 3.3.7.1 Costos de energía......................................................... 152 3.3.7.2 Costos de lubricación .................................................. 152 3.3.7.3 Costos de operación..................................................... 152 3.3.7.4 Costos anuales ............................................................. 153 3.3.7.5 Costos de depreciación ................................................ 153 3.3.7.6 Costos de mantenimiento ............................................ 153 3.3.7.7 Intereses y seguros....................................................... 153 3.3.7.8 Resumen de costos horarios ........................................ 154 3.3.7.9 Costo unitario de producción....................................... 154 3.3.7.10 Costo unitario de producción y transmisión .............. 154 3.3.7.11 Costos por fugas de aire............................................. 155 3.4 Cálculo y selección de compresores de aire comprimido ................... 156 3.5 Conducción del aire comprimido y redes de distribución .................. 169 3.5.1 Pérdidas por fricción ................................................................ 170 3.5.2 Pérdidas de presión en accesorios ............................................ 173 3.5.3 Costos de transmisión .............................................................. 174 3.5.4 Determinación de CH ............................................................. 175 f

3.5.5 Diámetros recomendables para transmisión..............................183 3.5.6 Efecto de la columna de aire comprimido.................................183 3.5.7 Efectos combinados de columna y de fricción..........................190 3.5.8 Tanques receptores para amortiguación ....................................191 3.5.9 Funciones de los receptores de aire...........................................192 3.5.10 Análisis de los tanques receptores...........................................192 3.6 Equipos neumáticos para barrenación en minería subterránea ..........201 3.6.1 Máquinas perforadoras...............................................................201 3.6.1.1 Máquinas jackhammer (sinker, plugger o pistola) ......202 3.6.1.2 Máquina stoper (espiga) ..............................................203 3.6.1.3 Máquina drifter (layner, de frente o montada) ............204 3.6.1.4 Máquina de pierna neumática (o de extensión) ...........204 3.6.1.5 Jumbos de perforación .................................................206 3.6.1.6 Wagon-drill y track-drill .............................................206 3.6.2 Brocas y barras de perforación .................................................208 3.6.3 Parada de barrenación ..............................................................210 3.6.4 Accesorios para máquinas de perforación ................................213 Capítulo 4 TEORÍA Y USO DE LOS EXPLOSIVOS

4.1 Generalidades ......................................................................................219 4.1.1 Definición..................................................................................219 4.1.2 Usos...........................................................................................219 4.1.3 Fabricantes ................................................................................221 4.2 Historia de los explosivos....................................................................221 4.3 Datos biográficos de Alfred Nobel .....................................................225 4.3.1 Los Premios Nobel ....................................................................230 4.4 Principios básicos de la fragmentación en las rocas............................231 4.4.1 Mecánica del fracturamiento.....................................................231 4.4.2 Tensiones radiales .....................................................................232 4.4.3 Tensiones tangenciales..............................................................233 4.4.4 Teoría de la onda reflejada .......................................................236 4.4.5 Teoría de craterización ..............................................................236 4.4.6 Teoría de la presión de los gases...............................................240 4.5 Propiedades y características de los explosivos ..................................242 4.5.1 Ingredientes de los explosivos...................................................249 4.5.2 Descripción de los componentes explosivos más comunes ......252 4.6 Criterios generales para la selección de un explosivo.........................262 4.7 Historia y desarrollo de los explosivos comerciales ...........................263 4.7.1 Primeros explosivos comerciales ..............................................264 4.7.1.1 Dinamitas amoniacales de alta densidad ......................264 4.7.1.2 Dinamitas amoniacales de baja densidad......................265 4.7.1.3 Gelatinas puras..............................................................265 4.7.1.4 Gelatinas detonantes .....................................................266 4.7.1.5 Gelatinas amoniacales...................................................266

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4.7.1.6. Semigelatinas............................................................... 266 4.7.2 Explosivos comerciales actuales............................................... 267 4.7.2.1 Hidrogeles explosivos .................................................. 267 4.7.2.2 Emulsiones explosivas.................................................. 268 4.8 Agentes explosivos y artificios de iniciación...................................... 270 4.8.1 Agentes explosivos ................................................................... 270 4.8.2 Artificios de iniciación.............................................................. 274 4.8.3 Recomendaciones en caso de detonaciones incompletas o de barrenos quedados............................................................ 300 4.8.4 Ventajas y desventajas de las detonaciones eléctricas .............. 300 4.9 Dispositivos y arreglo de conexiones para disparos eléctricos ........... 301 4.9.1 Dispositivos para voladuras eléctricas ...................................... 301 4.9.1.1 Máquinas explosoras de tipo generador ....................... 302 4.9.1.2 Máquinas explosoras por descarga de capacitor........... 303 4.9.1.3 Líneas eléctricas ........................................................... 304 4.9.1.4 Recomendaciones para la instalación de una estación de voladura .................................................... 305 4.9.2 Arreglo de conexiones para disparos eléctricos........................ 307 4.9.2.1 Requerimientos de corriente......................................... 309 4.9.2.2 Líneas guía.................................................................... 311 4.9.2.3 Alambres de conexión .................................................. 311 4.9.2.4 Pruebas para los circuitos de voladura ......................... 312 4.9.2.5 Localización de discontinuidades en el circuito ........... 313 4.9.2.6 Reconocimiento de la electricidad extraña................... 314 4.10 Circuitos eléctricos............................................................................ 315 4.10.1 Circuitos en serie................................................................... 315 4.10.2 Circuitos en series paralelas.................................................. 316 4.10.3 Circuitos en paralelo ............................................................. 317 4.11 Cálculo de circuitos para detonaciones eléctricas............................. 319 Capítulo 5 TRAZO DE BARRENACIONES EN OBRAS MINERAS

5.1 Introducción ....................................................................................... 329 5.2 Cuñas fragmentadoras ........................................................................ 330 5.2.1 Cuñas en ángulo ....................................................................... 331 5.2.2 Cuñas quemadas ....................................................................... 334 5.2.3 Cuñas combinadas .................................................................... 342 5.2.4 Cuñas cilíndricas ...................................................................... 342 5.3 Diseño de plantillas de barrenación en operaciones a cielo abierto ... 346 5.3.1 Introducción ............................................................................. 346 5.3.2 Geología ................................................................................... 347 5.3.3 Fragmentación .......................................................................... 348 5.3.4 Diámetro y profundidad de barrenación .................................. 349 5.3.5 Diseño de la voladura ............................................................... 350 5.3.6. Plantillas de barrenación ......................................................... 352

5.3.7 Nomenclatura de elementos de un banco a cielo abierto .........356 5.3.8 Fórmulas empíricas para el diseño de barrenaciones en operaciones a cielo abierto ........................................................357 5.3.8.1 Cálculo del bordo ..........................................................357 5.3.8.2 Cálculo del espaciamiento ............................................358 5.3.8.3 Cálculo de la longitud de barrenación ..........................358 5.3.8.4 Cálculo de la sub-barrenación .......................................359 5.3.8.5 Cálculo del taco ............................................................359 5.3.8.6 Aplicación de las fórmulas de Ash ...............................359 5.3.9 Aplicación del nomograma de Langefors y Kihlström, en el diseño de plantillas de barrenación a tajo abierto .....................361 5.3.9.1 Parámetros para voladuras con explosivos ..................361 5.4 Diseño de plantillas de barrenación en operaciones subterráneas. Tiros, frentes, pozos y contrapozos .............................................................367 5.4.1 Diseños de barrenación en obras horizontales .........................368 5.4.1.1 Diseños de barrenación en frentes ...............................368 5.4.2 Barrenación en contrapozos .....................................................372 5.4.2.1 Diseño de la barrenación ..............................................374 5.4.2.2 Explosivos ....................................................................375 5.4.3 Barrenación de tiros y pozos ....................................................375 5.4.3.1 Diseño de la barrenación ..............................................377 5.5 Diseño de plantillas de barrenación en obras de producción .............379 5.5.1 Voladuras de producción con barrenos cortos .........................381 5.5.2 Voladuras de producción con barrenos largos .........................385 5.5.3 Voladuras de "desencampane" en parrillas y alcancías ............389 Capítulo 6 FORTIFICACIÓN EN LAS EXCAVACIONES MINERAS

6.1 Introducción ........................................................................................391 6.2 Generalidades .....................................................................................392 6.2.1 Propiedades físicas de las rocas ................................................393 6.2.2 Clasificación de las rocas ..........................................................396 6.2.3 Esfuerzos en las masas rocosas .................................................397 6.2.4 Movimiento de bloques o masas ...............................................400 6.3 Clasificación de los elementos de fortificación...................................401 6.3.1 Clasificación de los elementos de fortificación en función del tipo de material empleado...................................................402 6.3.1.1 Madera ..........................................................................402 6.3.1.2 Acero.............................................................................410 6.3.1.3 Arcos de acero ..............................................................412 6.3.1.4 Mampostería .................................................................418 6.3.1.5 Concreto........................................................................418 6.3.1.6. Materiales mixtos.........................................................421 6.3.2 Clasificación de los elementos de fortificación en función del tipo de esfuerzo al que serán sometidos ................421

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6.4

6.5

6.6 6.7

6.3.3 Clasificación de los elementos de fortificación en función del tipo de obra minera en que se usen ....................... 436 6.3.4 Clasificación de los elementos de fortificación en función del tipo de rocas en que se van a utilizar .................................. 447 Pernos de anclaje................................................................................. 449 6.4.1 Sistemas de anclaje ................................................................... 450 6.4.2 Pernos de anclaje puntual.......................................................... 451 6.4.2.1 Pernos de madera.......................................................... 452 6.4.2.2 Pernos de expansión ..................................................... 453 6.4.3 Pernos de anclaje repartido ....................................................... 455 6.4.4 Pernos con anclaje químico....................................................... 456 6.4.4.1 Método "perfobolt"....................................................... 460 6.4.4.2 Cartuchos de cemento................................................... 461 6.4.5 Pernos de anclaje mecánico ...................................................... 463 6.4.5.1 Pernos tipo Worley ...................................................... 464 6.4.5.2 Tubos ranurados tipo split-set ..................................... 465 6.4.5.3 Pernos tipo swellex ...................................................... 467 6.4.6 Pernos de otros tipos ................................................................. 468 6.4.6.1 Pernos de poliéster........................................................ 468 6.4.6.2 Pernos de expansión inyectados ................................... 469 6.4.7 Comparación entre los principales tipos de pernos-ancla......... 470 6.4.8 Placas de reparto ....................................................................... 472 Concreto lanzado................................................................................. 474 6.5.1 Antecedentes históricos del concreto lanzado .......................... 474 6.5.2 Definiciones .............................................................................. 477 6.5.3 Aplicaciones del concreto proyectado ...................................... 477 6.5.4 Consideraciones en la selección del concreto lanzado como elemento de soporte .................................................................. 478 6.5.5 Identificación del problema de soporte..................................... 479 6.5.6 Control de calidad de los materiales ......................................... 481 6.5.7 Características de los materiales ............................................... 481 6.5.8 Métodos de colocación.............................................................. 485 6.5.9 Preparación de la superficie ...................................................... 488 6.5.10 Rebote del material proyectado............................................... 488 Malla de alambre................................................................................. 490 6.6.1 Malla de eslabones .................................................................... 490 6.6.2 Malla electrosoldada ................................................................. 490 El relleno como material de soporte ................................................... 491 6.7.1 Ventajas del relleno como material de soporte ......................... 492 6.7.2 Fuentes de abastecimiento para materiales de relleno .............. 493 6.7.3 Selección del material de relleno ............................................... 499

Referencias Bibliográficas ................................................................................ 501

CAPÍTULO 1

INTRODUCCIÓN AL ESTUDIO DE LA INDUSTRIA MINERA

1.1 Definiciones 1.1.1 Mineral Un mineral es un sólido producido por procesos de naturaleza inorgánica, que posee una composición química definida y, si se crea en condiciones favorables, también presentará una forma cristalina y otras propiedades físicas. De manera más amplia, un mineral debe ser una substancia homogénea, aun cuando se examine detalladamente al microscopio; además, debe tener una composición química que generalmente es precisa y puede expresarse por medio de una fórmula química. En algunos casos, la composición química es variable, pero sólo dentro de ciertos límites y si es así, por lo general obedece a una ley determinada. Es costumbre por razones de conveniencia, limitar el nombre del mineral a aquellos compuestos que han sido formados por procesos naturales, mientras que los compuestos obtenidos en laboratorio o en un horno para fundición, se llamarán minerales artificiales. El conocimiento del origen de los criaderos minerales permite predecir y en su momento determinar con exactitud su geometría o morfología, la distribución de sus valores, su probable continuidad a rumbo y profundidad, su posible existencia en la corteza terrestre en función de las rocas que lo alojan; y con la conjunción de todos estos datos, su volumen y tonelaje. Con toda esta información se podrá determinar de acuerdo con las cotizaciones internacionales de los metales (actuales o a futuro), su potencialidad económica.

CAPÍTULO 1

A continuación se enlistan algunos rasgos importantes de los criaderos minerales:

Criadero mineral

– Minerales comerciales – Ganga – Roca encajonante

Geometría de los yacimientos minerales

– Vetas – Mantos – Chimeneas – Cuerpos de reemplazamiento – Cuerpos diseminados – Precipitación en el seno del agua (calizas, fosforitas, salinas, etc.) – Origen orgánico (carbón y petróleo) – Origen magmático (formados por segregación magmática: níquel) – Metamórficos (formados por metamorfismo: granate, oro, magnetita, calcopirita, etc.)

Origen de los criaderos minerales

– Pneumatolíticos (formados por gases en o cercanos a los contactos con granito: turmalina, topacio, casiterita, wolframita, etc.) – Metamorfismo regional (grafito, cianita, sillimanita, etc.) – Hidrotermales (relleno y reemplazamiento en vetas, mantos, chimeneas y cuerpos diseminados) – Residuales por lixiviación de SiO2 (formación de yacimientos de níquel o aluminio) – Enriquecimiento secundario (minerales oxidados, sombreros de Fe) – Placeres (oro, estaño y en general los minerales pesados)

1.1.2 Mena

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Por definición se dice que una mena está constituida por un agregado de minerales, de los cuales se pueden extraer con provecho económico, uno o más metales. En virtud de que tanto los costos de operación minera involucrados en su extracción, como los precios de los metales en el mercado internacional varían, un determinado agregado mineral puede considerarse como mena bajo ciertas condiciones, las cuales pueden ser diferentes para otro tipo de agregados. Los minerales de mena, de los que se pueden extraer los metales comerciales, generalmente vienen asociados a otro tipo de minerales que genéricamente se les designa con el nombre de ganga, por lo que se podrá definir a la ganga como conjunto de minerales de una mena que no poseen un valor comercial en el momento de su explotación. El cuarzo, la limonita, la calcita, la dolomita, los feldespatos y el granate representan algunos de los minerales de ganga más comunes asociados a las menas. Resulta conveniente aclarar que dos menas pueden resultar totalmente diferentes en cuanto al contenido de minerales de ganga. La problemática de los minerales ha tenido dos aspectos fundamentales y distintivos: primero encontrarlos, ya que en conjunto representan una porción infinitamente pequeña del área continental del planeta y segundo separar de la ganga aquellos que resulten comerciales en la forma más económica posible. El trabajo de separación de la ganga es la terminación realizada por la mano del hombre del proceso de concentración iniciado por la naturaleza.

1.1.3 Roca Una roca es un agregado de dos o más minerales, por lo que casi todas ellas están formadas por asociaciones de minerales, excepto las rocas vítreas las cuales están constituidas por vidrio volcánico en lugar de minerales. Genéricamente las rocas se dividen en tres grandes grupos: ígneas sedimentarias metamórficas La figura 1.1, representa el diagrama del ciclo de las rocas, donde se observa que cuando se encuentran alojadas en la corteza terrestre, pueden sufrir transformaciones que van de ígneas a sedimentarias y a metamórficas repetidamente a través de diversas secuencias posibles. El diagrama aun podrá mostrar otras alternativas; por ejemplo, el magma podrá formar rocas ígneas volcánicas o rocas extrusivas y cualquiera de estos grupos o ambos podrán sufrir metamorfismo, reducirse a sedimentos o fundirse otra vez para iniciar una nueva generación de

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CAPÍTULO 1

cuerpos ígneos. Las rocas de las cadenas montañosas activas, están sujetas a los más frecuentes y radicales cambios.

INTEMPERISMO EROSIÓN TRANSPORTE E SEDIMENTACIÓN DIAGÉNESIS

ROCAS ÍGNEAS

Metamorfismo

ROCAS SEDIMENTARIAS

Elevación

METAMORFISMO ROCAS ÁCIDAS ROCAS BÁSICAS ROCAS ULTRABÁSICAS

VULCANISMO O OROGENIA INTRUSIONES S

Fusión

ROCAS METAMÓRFICAS

FIGURA 1.1 Diagrama del ciclo de las rocas y sus fenómenos geológicos asociados

1.2 Definición de términos mineros mexicanos En la minería como en cualquier actividad humana se utiliza una terminología especial. En México se ha acuñado un número considerable de términos mineros, algunos de los cuales datan de la Colonia y continúan en uso hasta la fecha, otros han desaparecido o han sido reemplazados por nuevos. Muchos de los términos mineros aquí definidos son de uso local y pueden tener diferente significado según el distrito minero. Por ejemplo, el lenguaje minero de Chihuahua puede ser diferente del usado en Pachuca o Real del Monte. Por otra parte, aunque existen formas locales de expresión, durante muchos años los trabajadores mineros han emigrado temporalmente de un distrito minero a otro. Esto ha creado una corriente constante de comunicación entre mine-

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ros de diferentes lugares. También a medida que algunas minas se mecanizan o se desarrolla una nueva tecnología minero-metalúrgica surgen nuevos términos mexicanos, de los cuales sólo unos cuantos se consignan en este trabajo. Será interesante continuar la investigación del significado de un mayor número de términos mineros mexicanos, donde seguramente la mejor fuente de información serán los profesionistas de experiencia en la minería. Muchos de los términos mineros descritos en este trabajo, fueron compilados por Antúnez en 1958; otros no aparecen en ningún diccionario o bien tienen diferente significado. Deliberadamente se omitieron términos geológicos, asi como nombres de minerales y rocas.

1.2.1 Glosario de términos mineros mexicanos Abra

Hueco, fractura, hendidura o cavidad en la roca.

Abrigo

Ancho o potencia de una veta.

Abrigo

Espesor de tepetate que cubre un cuerpo mineral.

Acarreo

Transporte de mineral.

Acequia

Pequeño canal de desagüe.

Ademadores

Personal encargado de ademar.

Ademe

Revestimiento de madera en las obras mineras.

Ademe

Sostenimiento de labores con madera, acero, concreto, etc., para mantenerlas abiertas.

Ademe de cuadro

Fortificación de madera en forma rectangular.

Ademe perdido

Ademe provisional no recuperado.

Afinación

Proceso metalúrgico para la obtención de metales de alta pureza.

Afloramiento

Mineral expuesto en la superficie.

Agua regia

Mezcla de tres partes de ácido clorhídrico y una de ácido nítrico.

Aguarse

Inundarse.

Ahonde

(De ahondar). Cuele de un tiro. Profundizar un tiro.

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CAPÍTULO 1

Alcancía

Obra minera entre niveles o conducto para transportar minerales por gravedad.

Alcancía

Chute de madera o fierro con boquilla de compuerta para cargar el mineral a las góndolas.

Alteración

Cambio en la composición mineral de una roca, a veces útil como guía en la exploración.

Alto

Bloque colgante de una veta. Bloque superior en el contacto de una veta.

Alto

Tabla. Reliz. Superficie superior de una veta.

Amacizar

Acción de remover piedras flojas en taludes o áreas peligrosas.

Amalgamación

Proceso metalúrgico para recuperar minerales de oro-plata.

Amojonar

Construir mojoneras o monumentos topográficos.

Ampliación

Extensión adicional de un fundo minero.

Ancho

Dimensión mayor de un poste de madera de sección rectangular o de un tablón.

Anclaje

Acción de colocar anclas o pernos en la roca.

ANFO

Siglas de las palabras en inglés Ammonium Nitrate Fuel Oil (mezcla de nitrato de amonio y diesel).

Ángulo de reposo

Ángulo según el cual cualquier material suelto en una superficie horizontal, permanece en reposo.

Anillado

Ademe o revestimiento continuo de madera.

Anillado

Ademe en forma de huacal que sirve para configurar caminos y chorrreaderos dentro de los rebajes.

Aparato

Jaula. Calesa. Cubeta metálica.

Aparato

Teodolito o tránsito.

Apuntalar

Reforzar las obras mineras usando puntales o postes de madera.

Arena sílica

Arena silícea. Arena rica en cuarzo.

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Arranque

Acción de tumbar mineral con explosivos.

Arrastradero

Camino de carreta. Obra minera de pequeñas dimensiones.

Atacador

Trozo cilíndrico de madera con el que se presiona los cartuchos de explosivo dentro del barreno.

Aurífero

Que contiene oro. Relativo al oro.

Azogue

Mineral de mercurio. Mercurio nativo.

Bajío

Terreno bajo casi plano.

Bajo

Bloque inferior de una veta. Contacto inferior de una veta.

Bajo

Tabla. Reliz inferior de la veta.

Bajo de la falla

Pared inferior del plano de una falla.

Banco

Terraplén macizo usado como camino.

Banco

Explotación escalonada.

Barra

(Real del Monte). Contratista minero.

Barras mixtas

Barras metálicas cuyos contenidos principales son oro y plata. Metal Doré.

Barrenación

Grupo de barrenos perforados en una obra minera. Acción y efecto de barrenar.

Barreno

Perforación practicada en la roca para detonarla con explosivos.

Barreno a diamante

Perforación en la que se utiliza brocas con insertos de diamante.

Barretero

Minero que trabaja a mano con barra y marro.

Barrial

Amplio valle intermontaño.

Beneficio mineral

Operación metalúrgica tendiente a producir metales o concentra dos a escala industrial.

Blandujal

(S.L.P.). Terreno blando. Arcilla de falla.

Bocamina

Entrada principal a la mina. Portal de entrada. Socavón.

7

CAPÍTULO 1

Boleo

Nódulos de mineral o fragmentos de conglomerado. Mineral en forma de bolas.

Bolis

(Fresnillo). Colocar la dinamita en bolsas de plástico para formar "salchichas".

Bolsa

Cuerpo mineral en forma de bolsas irregulares.

Bombero

Operador minero de las bombas de agua.

Bombillo

Cartucho de dinamita. Explosivo de alta potencia. Cebo. Carga de fondo.

Bornear

Acción de forzar el giro de una pala en una mina superficial.

Borra

Tepetate. Roca encajonante sin valor.

Borra

Matriz estéril. Tepetate. Material sin valor.

Botadores

Pieza de ademe horizontal que ayuda a sostener en su sitio a los marcos de soporte y evitar que éstos se cierren.

Brecha

Roca formada de fragmentos angulares. Camino sin revestir.

Brocal

Boca de un pozo, de un tiro o de un barreno.

Bronce

Pirita, que por su lustre, la llaman bronce.

Bronce

Aleación metálica de cobre y estaño.

Buchaca

Área restringida en el movimiento óptimo de una pala en una operación a cielo abierto.

Bufa

Prominencia topográfica caracterizada por acantilados casi verticales (Ej. la Bufa de Zacatecas, la Bufa de Guanajuato, etc.).

Buscón

Gambusino. Explorador. Minero independiente.

Buzamiento

Inclinación de una veta, falla, capa o dique.

Caballerango

Peón encargado de recoger los desechos fecales y limpiar las letrinas en el interior de la mina.

Caballo

Porción de roca estéril dentro de una veta o cuerpo mineral. Lugar para defecar. Letrina.

8


Cabeza

Techo o cielo de cualquier obra minera subterránea.

Cabezal

Pieza de madera para ademe. Parte superior de un marco de madera usado como fortificación.

Cabezal

Pieza de ademe sostenida por postes para recibir los techos de las obras mineras subterráneas.

Cabo

Sinónimo de capataz. Jefe de cuadrilla.

Cadenas

Piezas verticales de madera para sostener marcos en pozos o tiros.

Caídos

Bloques o fragmentos de roca desprendidos.

Caja de agua

Depósito de agua. Sumidero.

Cal

Sinónimo de caliza.

Calavereo

(Zacatecas). Brecha mineralizada.

Calcinados

Productos minerales resultantes de la calcinación o tostación.

Calesero

Trabajador encargado de operar la calesa.

Caliche

Costra de carbonato de calcio.

Cama

Guarnición de madera en el techo o cielo.

Canal inclinado

Chiflón. Contrapozo o canal inclinado para transportar mineral por gravedad.

Cantera

Cualquier roca usada en la construcción, con fines de ornato. (Ej. cantera rosa de Zacatecas).

Cantera

Explotación a cielo abierto, generalmente de minerales o rocas industriales.

Canto

Dimensión menor de un poste de madera. Grueso de una tabla de madera.

Canto

Fragmento de roca redondeado por efecto de arrastre en un río (canto rodado).

Cañón

Valle angosto de paredes acantiladas.

9

CAPÍTULO 1

Cañón

Galería subterránea sensiblemente horizontal.

Cañuela

Mecha o cordón de ignición para explosivos, constituido por un núcleo de pólvora negra, forrado con un tramado de hilos de algodón y una capa plástica de protección contra la humedad.

Capataz

Minero mayor que vigila los trabajos de operación en la mina.

Capitán

(Pachuca). Empleado de confianza de alto rango.

Capotear

Flojear, holgazanear.

Capsul

Detonador. Fulminante. Estopín. Cápsula de detonación.

Carbonato

Compuesto formado de carbono, oxígeno y otros elementos.

Cárcel

Hueco de dimensiones reducidas realizado en las paredes de una obra, que sirve para apoyar el extremo de una pieza de ademado.

Carga

Mineral extraído de la mina para su embarque o tratamiento metalúrgico posterior.

Carga

Mineral económicamente costeable.

Cargar barrenos

Llenar los barrenos con materiales explosivos.

Carro Cascajo

Carro minero. Góndola. Escombro. Tepetate. Desperdicio rocoso.

Castillo

Estructura metálica o de madera que sostiene las poleas, cables y aparejos del sistema de manteo en un tiro.

Cata

Pozo superficial de exploración.

Cata

Obra somera de exploración.

Ceja

Loma alargada definida por una escarpa.

Cianuración

Proceso químico-metalúrgico empleado para el beneficio de minerales de oro y plata.

Cielo

Contrapozo. Chiflón.

Cielo

Techo de una galería u obra subterránea.

Cielo abierto

Explotación minera superficial a tajo abierto.

10


Cigüeña

Malacate manual muy rudimentario.

Clavo

Cuerpo mineral aislado de alta ley y dimensiones limitadas. Zona de concentración natural de un mineral.

Cochero

Minero encargado de empujar un carro minero o góndola.

Cola

Última porción de una tentadura.

Colas

(Metalurgia). Material deprimido en el fondo de las celdas de flotación.

Cola de caballo

Veta que se ramalea y termina en hilos muy finos.

Colas finales

Arenas de desecho final, producto del proceso de flotación. Arenas estériles. Jales.

Colar

Avance de una obra minera en la que se usan explosivos.

Comido

Hueco vacío de donde se extrajo mineral.

Comprobación

Certificación de los trabajos realizados en una propiedad minera durante un año, según lo establece la ley minera vigente.

Comunicar

Conectar dos obras mineras subterráneas.

Concentración

Proceso metalúrgico para separar un mineral comercial de su ganga.

Concreción

Nódulo de material diferente a la roca que lo contiene.

Contacto

Plano imaginario entre dos unidades litológicas.

Contracañón

Obra subterránea sensiblemente horizontal paralela a una veta o a una obra principal, colada a una cierta distancia de ella.

Contracielo

Parte superior de un pozo interior casi vertical.

Contraechado

Complemento del echado de una veta. (Ej. Si una capa tiene un echado de 60°, su contraechado será de 30°).

Contramina

Comunicación subterránea entre dos o más minas. Túnel que comunica con un tiro.

11

CAPÍTULO 1

Contrapozo

Obra sensiblemente vertical colada de abajo hacia arriba que comunica dos o más niveles

Contrapozo

Chiflón. Cielo. (Anglicismo) Raise.

Contratiro

Tiro interior sin comunicación a la superficie pero con intersección a los niveles de la mina.

Corazón

Núcleo de forma cilíndrica que se obtiene cortando una roca con una broca de insertos de diamante. (En inglés) Core. Probeta.

Cordones

Cerros bajos arredondados.

Corte de cabeza

Trabajo de explotación que se lleva en sentido ascendente. Corte en donde el arranque del mineral se hace en la cabeza o techo del rebaje o de la obra minera.

Corte y relleno

Método de explotación minera que consiste en rellenar con tepetate o jal los huecos producidos por la extracción del mineral, ayudando de esta manera al sostenimiento de las paredes laterales.

Costerones

Igual que costillares.

Costillares

Piezas de ademe laterales y superiores, colocadas en los marcos de soporte.

Crestón

Parte de una veta que aflora en superficie.

Criadero

Depósito, yacimiento o cuerpo mineral.

Crucerear

Colar cruceros.

Crucero

Obra minera subterránea sensiblemente horizontal colada a 90° de otra obra principal. Obra minera perpendicular al rumbo general de una veta o de una obra principal.

Cuadrilla

Grupo de mineros que trabajan en conjunto.

Cuartear

Muestrear y dividir una muestra en cuatro partes iguales.

Cuartos y pilares

Del inglés room and pillar. Método de explotación minera, que consiste en colar una serie de salones dejando pilares intermedios para soportar el techo del rebaje.

Cuba

(Hidalgo). Letrina. Caballo.

12


Cubero

(Hidalgo). Peón encargado de recoger la basura y limpiar las letrinas en el interior de la mina. Caballerango.

Cubicar

Determinar y calcular la cantidad de metros cúbicos de mineral tumbado.

Cuchara

Utensilio en forma de media batea para hacer tentaduras.

Cucharear

Realizar una tentadura.

Cuele

Avance o desarrollo en la extracción durante un turno o tiempo determinado.

Cuete

Cartucho o bombillo de material explosivo.

Cuetear

Tronar. Disparar. Pegar. Detonar explosivos.

Cueva

Caverna u oquedad natural.

Cuña Chaflán

Cincel o barra de acero templado con punta afilada que, golpeada con un marro o martillo pesado, se utiliza para arrancar esquirlas de roca. Se utiliza en labores de muestreo. Pozo de ventilación.

Chaparral

Terreno abundante en vegetación de corta altura o chaparros.

Charrasca

Pedazo de segueta o lámina afilada que se usa para cortar cañuela y cordón detonante.

Chequeo

Verificación topográfica o de cubicación.

Chicharronudo

(Zacatecas). De aspecto botroidal o mamilar.

Chiflón

Obra minera interior sensiblemente vertical colada de abajo hacia arriba. Se utiliza para comunicar con galerías superiores.

Chiflón

Contrapozo. Cielo. (En inglés: raise).

Chimenea

Cuerpo mineral de forma sensiblemente tubular y casi vertical.

Chimenea

Excavación subterránea estrecha, colada en el cielo de una obra minera subterránea.

13

CAPÍTULO 1

Chimenea

Cuerpo mineral de forma tubular con un desarrollo vertical mucho mayor que el horizontal. Conducto vertical que forma parte de un volcán.

Chispa

Oro nativo en granos finamente diseminados.

Chocolón

Porción de barreno no mayor de 30 cm que queda sin fracturar en el fondo de una plantilla. Fuque.

Choiy

(Náhuatl). Lutita o lodo. Vocablo usado en la región huasteca.

Chorreadero

Chiflón o contrapozo por donde se arroja el mineral o el tepetate para llevarlo por gravedad a un nivel inferior.

Chuqui

Mineral rico de alto valor comercial.

Chute

Tolva o boquilla de descarga.

Clementina

Pistola para el cargado de ANFO dentro de los barrenos.

Dar piso

Nivelar al ras del suelo.

Declinación

Ángulo entre meridianos magnéticos o geográficos.

Depósito

Sinónimo de criadero o yacimiento mineral.

Desarrollo

Conjunto de operaciones mineras previas a la explotación y disfrute del mineral, cuyo objetivo principal es el de preparar las áreas productivas.

Descapote

Operación minera realizada en la superficie natural del terreno para retirar la porción de roca estéril o suelo que cubre un yacimiento mineral.

Desencampanar

Fragmentar manualmente o con explosivos las rocas que bloquean una alcancía o parrilla.

Deslodar

Lavar mineral con agua. Quitar lodo.

Despacho

(Ventanilla). Lugar donde intersecta el tiro y un nivel.

Despacho

Espacio ampliado en la intersección de cada nivel con el tiro, que sirve para realizar las maniobras de carga y descarga a la calesa.

Detonar

Producir la detonación de los explosivos.

14


Dinamitar

Hacer explotar la dinamita. Detonar. Cuetear.

Diseminado

Mineral esparcido irregularmente dentro de una masa rocosa.

Disfrute

Trabajar en labores ricas o de buenas leyes.

Disfrute

Aprovechamiento del mineral costeable.

Disparar

Igual que tronar o cuetear.

Doblez

Sinónimo de plegamiento.

Echado

Ángulo de inclinación de una veta o capa.

Echado de veta

Inclinación de una veta con respecto al plano horizontal. Se mide con clinómetro o con brújula tipo Brunton.

Embonanzar

De "bonanza". Producir mineral de buena ley.

Encampanar

Obstaculizar con fragmentos grandes de roca un chorreadero, una alcancía o una parrilla.

Encape

Porción de roca que cubre un yacimiento.

Encarcelar

Enrejado con piezas de madera, que sirve para obstruir el paso a obras mineras peligrosas, abandonadas o con derrumbes.

Encarcelar

Colocar trancas sobre las cárceles.

Encargado

Capataz. Mayordomo. Capitán. Cabo de turno.

Encostillado

Guarnición lateral de madera.

Endulzar

Agregar mineral rico al pobre para alterarlo.

Engasar

Intoxicación por inhalación de los gases producidos en una voladura con explosivos.

Enhuacalado

Fortificación de huacal usada como pilar de soporte de techo.

Enronchar

(Nacozari, Son.). Tener exceso de trabajo o de tarea. Cuando se complica una faena o labor.

15

CAPÍTULO 1

Ensambles

Ajustes entre piezas de madera. Tipos de ensambles: media caña, caja y espiga, cola de pato, a media madera, barbilla y espuela, asiento de piso, pie de mulo, cola de rata, etc.

Ensayador

Analista o químico práctico.

Ensaye

Análisis químico por vía humedad.

Envarillar

Ademe de cielo que usa varillas o madera. Anclar.

Enyerbar

Adulterar los valores de una muestra para hacerla más pobre.

Escarpa

Acantilado.

Escoria

Residuos procedentes de la fundición. Grasas.

Escrepa

Cuchilla de arrastre acoplada al cable de un winche, para realizar las faenas de rezagado al interior de los rebajes de producción.

Espejuelo

(Real del Monte). Galena cristalizada.

Espoleta

Detonador eléctrico. Estopín eléctrico.

Estacada

Fortificación minera provisional.

Estacado

Ademe de diseño especial para pasar derrumbes.

Estopín

Detonador inicial para disparar substancias explosivas de alta intensidad.

Exploración

Investigación geológica que se realiza con objeto de descubrir nuevos yacimientos.

Fajilla

Tira de madera usada para manipular a distancia un bombillo, durante un desencampane.

Fainero. Atacador

Bastón de madera que se usa para apretar los cartuchos de explosivo en el fondo del barreno.

Falla

Fractura con desplazamiento producida en un macizo rocoso, por efectos tectónicos.

Ferreria

Fundición. Establecimiento para fundir metal.

Filón

Fisura o fractura rellena de mineral. Veta.

16


Fisura

Fractura en la roca. Fractura pequeña.

Flotación

Proceso de concentración metalúrgica.

Fondear

Reconocer el fondo del agua en labores inundables. Ademes de fondo para tiros y contrapozos.

Fondear

Tapar temporalmente con madera un tiro o un contrapozo.

Frente

Obra sensiblemente horizontal colada a rumbo de veta.

Fulminante

Detonador para disparar explosivos. Estopín.

Fundición

Instalación metalúrgica equipada con hornos, para la fusión de mineral o concentrados.

Fundo

Propiedad minera. Concesión minera.

Fuque

Porción final de un barreno (en el fondo), que queda cargado y sin fracturar. Chocolón.

Galería Ganga

Obra minera subterránea. Material sin valor asociado a las menas.

Góndola

Carro minero de carga que rueda sobre rieles.

Gorrudo

(Pachuca, Estado de México). Vigilante minero de vestimenta rural.

Gossan

(Sombrero de fierro). Cubierta de material oxidado que sobreyace al afloramiento de un depósito.

Granoso

De aspecto granular.

Grasa

Residuos de las operaciones pirometalúrgicas. Escoria.

Grasero

Depósito de escorias (grasas) de fundición.

Grisú

Gas metano que se produce en las minas de carbón.

Guía mineral

Característica geológica que indica proximidad a zonas o áreas mineralizadas.

Güíjalo

(Durango). Casiterita de placer.

Güíngaro

Martillo de geólogo. Zapapico. Pico. 17

CAPÍTULO 1

Hacienda de beneficio

Planta de beneficio. Lugar donde se muelen y se concentran los valores extraídos de los minerales. Concentradora.

Hilo

Veta de dimensiones reducidas. Vetilla.

Hormiga

Cargador frontal articulado de bajo perfil usado en las minas subterráneas. (En inglés: scoop tram).

Huacal

Estructura de soporte en forma de huacal. Ademe de cuadro para soportar techos.

Hundido

Bloque rocoso asentado en forma de depresión.

Hundido

Zona derrumbada con trabajos mineros.

Jaboncillo

Arcilla bentonítica. Material producto de alteración de falla.

Izaje

Acción de levantar una columna de barrenación o el brazo de una pala.

Jale

Acción de realizar un trabajo, faena o tarea.

Jales

Presa de. Depósito de desperdicios producidos por la planta de beneficio. Arenas finas.

Jales

Lodos o arenas de desperdicio, producto de plantas de beneficio. Colas finales del proceso de flotación.

Jaula

Ascensor de entrada y salida de una mina.

Jaula

Calesa. Elevador de una mina.

Labor

Obra minera. Laborío.

Laborios

Cualquier obra minera subterránea.

Laja

Roca de estructura laminar.

Lamas

Lodos particularmente finos y en suspensión, provenientes de la planta de beneficio.

Lamas

Jales. Lodos muy finos. Desperdicio de las plantas de beneficio.

Lameras

(Sta. Ma. de la Paz, S.L.P.). Presa de jales. Presa de lamas.

18


Larguero

Pieza de madera para ademe.

Latón

Aleación de cobre y cinc.

Lavar

Separación gravimétrica de minerales mediante el uso de agua.

Levantamiento

Mapeo o cartografía de una mina.

Línea de falla

Intersección de la superficie de falla con un plano horizontal o con la superficie del terreno.

Lixiviación

Proceso químico-metalúrgico de disolución para recuperar valores minerales solubles en ácidos.

Llaves

Elementos transversales de fortificación.

Lodo

Fango proveniente de la trituración de rocas por efecto de barrenación mecánica.

Lomeríos Lonche

Cerros bajos y arredondados. Del inglés lunch. Almuerzo o comida.

Lote minero

Fundo o propiedad minera.

Lumbrera

Obra minera o tiro de ventilación. Obra minera sensiblemente vertical que sólo comunica la obra principal con la superficie.

Machote

Estaca o marca topográfica permanente en el interior de la mina.

Madres

Sinónimo de madrinas.

Madrinas

(Madres). Marcos de ademe en tiros.

Malacate de sangre

Malacate movido con la fuerza proporcionada por un animal (caballo o mula).

Malacatero

Operador del malacate. Palanquero.

Maneral

Sacabocados para muestrear jales o suelos.

Manero

Maceta. Marro. Martillo pesado.

Mantear

Acción de extraer el mineral por un tiro.

Mantear

Acarrear mineral en sentido vertical.

19

CAPÍTULO 1

Manto

Cuerpo mineral tabular y horizontal.

Marco

Ademe para obras mineras subterráneas. Consta generalmente de dos postes y un cabezal.

Marco completo

Marco para obras mineras compuesto por cuatro elementos: dos postes, un cabezal y un umbral.

Marmaja

Polvo argentífero.

Mármol

Caliza recristalizada.

Matas

Productos metálicos obtenidos por procesos pirometalúrgicos, formados principalmente por sulfuros de fierro, fierro-cobre o fierro-cobre-plomo.

Material de talud

Fragmentos de mineral o roca desprendidos por la acción de la fuerza de gravedad, y que forma un talud con un ángulo natural de reposo.

Mecha

Cañuela. Artificio de iniciación para explosivos.

Medio marco

Fortificación o ademe de tres elementos. Marco sin umbral.

Mejora

Aumento de la recuperación o la ley de un mineral.

Mena

Mineral de rendimiento económico.

Mesa

Prominencia topográfica que asemeja la cubierta de una mesa.

Mesa de concentración

Mecanismo metalúrgico empleado para la concentración de minerales pesados. Mesa con movimiento diferencial, empleada para la concentración gravimétrica de minerales.

Meseta

Igual que mesa pero de dimensiones menores.

Metal

Mineral con valor comercial.

Metal afinado

Producto metálico final de alto grado de pureza, procedente de un tratamiento de refinación.

Metal precioso

Oro, plata, platino.

Metalera

Contrapozo que se usa para la transferencia de mineral entre dos o más niveles.

20


Metalero

(Hidalgo). Ladrón de mineral o de metal.

Metales

Según la legislación minera, metales son todos los cuerpos simples que en química se dividen en metales y metaloides.

Metales industriales

Antimonio, arsénico, bismuto, cobre, estaño, fierro, mercurio, manganeso, plomo, tungsteno, cinc, etc., (según Ley Minera).

Mina

Conjunto de obras o excavaciones superficiales o subterráneas cuyo propósito se enfoca a la explotación o disfrute económico de minerales. Conjunto de obras mineras subterráneas o a cielo abierto (según sea el caso).

Mineral alta ley

Mineral rico o de buena calidad.

Mineral baja ley

Mineral pobre, corriente o marginal.

Mineral posible

Cantidad teórica de mineral inferida por el conocimiento de una cara de un bloque. Mineral en perspectiva.

Mineral positivo

Igual que mineral probado.

Mineral potencial

Mineral supuestamente existente en un depósito o en un cuerpo.

Mineral probable

Mineral estimado que se evalúa conociendo dos caras de un bloque.

Mineral probado

Mineral positivo, mineral bloqueado o mineral demostrado.

Mineral probado (o demostrado)

Cantidad de mineral conocido y evaluado, dentro de un yacimiento.

Minero mayor

Jefe de cuadrilla. Encargado de la mina.

M. L.

Mojonera de localización.

Mojonera

Monumento topográfico.

Molino

Equipo metalúrgico utilizado para moler rocas mineralizadas.

Mona

Barreno de aproximadamente 40 cm de largo cargado con explosivos. Se utiliza para fragmentaciones secundarias de roca.

Monear

Fragmentación secundaria de grandes rocas. 21

CAPÍTULO 1

Mono

Poste. Puntal. Pieza de madera para fortificación artificial.

Motor

Vehículo de tracción accionado por un motor de combustión interna o fuerza eléctrica. Locomotora eléctrica de baterías.

Muestra de mano

Muestra colectada manualmente al azar.

Muestra de canal

Material de muestra que se obtiene de zanjas a las que se les da forma de canal.

Muestrear

Colectar muestras de la mina para su ensaye.

Muestrero

Minero especialista en muestrear.

Nativo

Elemento químico sin combinar. Ej. plata nativa, oro nativo o de placer, etc.

Nido

Intersección de tres o más vetas.

Nivel

Obra minera sensiblemente horizontal con una comunicación al tiro principal.

Núcleo

Corazón. Lingote. Core. Muestra de barrenación a diamante.

Obra ciega

Obra minera de exploración o desarrollo, cuyo "tope" no tiene comunicación con ninguna otra obra.

Obra ciega

Obra minera que avanza en terreno virgen sin más obras cercanas en su vecindad. Obra con ventilación muy pobre o nula.

Obra muerta

Obra colada necesariamente sobre tepetate, para llegar a un punto o lugar determinado.

Obra muerta

Cuele subterráneo, generalmente de exploración.

Palanquero

Operador del malacate principal. Malacatero.

Palero

Sinónimo de ademador. Minero especialista en colocar y ensamblar piezas de madera para ademes, tolvas, chutes, anillados, etc.

Palo

Pieza de madera sinónimo de puntal, pie derecho o poste.

Panino

Muestra típica de veta o zona mineralizada.

Paralelo

Línea de referencia perpendicular al rumbo de la veta.

22


Parrilla

Criba de barras de hierro con separación definida, colocada en la boca de las tolvas de almacenamiento, o de transferencia para garantizar el tamaño máximo de los fragmentos de roca.

Patio

Espacio plano en el exterior de la mina. Área de maniobras, talleres, almacenes, planta de beneficio y oficinas de la mina.

Pedernaloso

De aspecto de pedernal.

Pegadura

Fragmentos de rocas a punto de desprenderse. Terreno falso y peligroso. Barrenación cargada con explosivos.

Pegar

Detonar explosivos. Dinamitar. Cuetear.

Pegar con batería

Detonar explosivos (cebados con estopines eléctricos), usando una batería eléctrica.

Pendiente

Inclinación. Ángulo de buzamiento.

Peñascal

Terreno con abundancia de peñascos.

Peñón

Prominencia topográfica de relieve alto y forma angular en la cima.

Pepenar

Seleccionar a mano el mineral de más alta ley.

Pepita

Fragmento de metal nativo de oro o plata. Nuez.

Perforo

Perforador o perforista. Barretero.

Perito minero

Topógrafo o ingeniero registrado en la Dirección General de Minas como experto en topografía y legislación minera.

Pertenencia

Fundo minero. Lote minero.

Petanque

Mineral muy rico o de alta ley.

Petanqui

(Sonora). Mineral de cobre.

Pica

Martillo de geólogo o de prospectador. Güíngaro.

Pico

Prominencia topográfica de forma puntiaguda. Herramienta para excavar. Zapapico. Güíngaro.

23

CAPÍTULO 1

Pie derecho

Puntal. Pieza de madera usada como elemento de fortifición. Poste. Palo.

Piedra brasa

Basalto. Roca volcánica.

Piedra fósfora

Roca fosfática. Fosforita. Roca fosfórica.

Pilar

Porción de roca o mineral dejado como soporte natural de techo o de cabeza.

Pilar

Columna de roca con forma regular o irregular. Se forma o labra in-situ y sirve como soporte de cielos o techos. Soporte vertical columnar de material artificial (concreto, madera, acero, etc.).

Piso

Parte inferior o suelo de cualquier obra minera.

Pivoteo

Cambio de inclinación positiva o negativa de una obra subterránea.

Pizarra

Roca metamórfica de color obscuro que se fractura en hojas planas.

Placer

Depósito aluvial que puede contener oro, estaño, plata, plomo, platino y en general, minerales pesados en forma nativa.

Plancha

Umbral. Base horizontal de un marco de madera. Intersección de un tiro inclinado con un manto de carbón. Área principal de despacho en una mina de carbón.

Planilla

Relleno. Material aplanillado dentro de un rebaje. Lote de mineral.

Planilla mexicana

Pequeña excavación en forma de lavadero usada para la recuperación de estaño.

Plano

Representación gráfica en proyección horizontal de los trabajos mineros, plasmada en una hoja de dibujo.

Plano de falla

Superficie a lo largo de la cual se realizó un desplazamiento geológico.

Planta beneficio

Instalaciones metalúrgicas en donde se separan y recuperan minerales y concentrados.

Planta metalúrgica

Hacienda de beneficio. Establecimiento en donde se llevan a cabo los procesos metalúrgicos de concentración de minerales.

24


Plasta

Masa de arcilla usada como cemento para recubrir un cartucho de dinamita, para ahorrar la perforación de un barreno.

Plasta

Explosivo cubierto por arcilla que aplicado en determinado lugar, produce el fracturamiento secundario de grandes trozos de roca.

Platoso

Con lustre parecido al de la plata.

Pliegue

Doblez. Plegamiento de una capa rocosa.

Plomeo

Transporte topográfico de la meridiana astronómica al interior de una mina a través del tiro. Trazo de la verticalidad de un tiro por medio de plomadas.

Pólvora

Explosivo. Deflagrante. Pólvora negra.

Polvorín

Almacén o depósito de explosivos.

Polvos

Material fino proveniente de la perforación en roca con máquinas neumáticas.

Poste

Pieza de madera usada para fortificación. Pie derecho. Puntal.

Potencia de veta

Espesor o ancho de una veta, medido perpendicularmente a sus respaldos, paredes o tablas.

Pozo

Obra minera sensiblemente vertical colada de arriba hacia abajo, que sirve como comunicación entre niveles, como obra de ventilación y como chorreadero de material rocoso.

Pozo de arrastre

Tiro interior inclinado. Contratiro inclinado.

P. P.

(Término topográfico). Punto de partida.

Precipitados

Productos resultantes de la precipitación química de soluciones hidrometalúrgicas.

Presa de jales

Depósito de arenas estériles producidas en las plantas de beneficio de minerales.

Pringa

Mineral diseminado con brillo metálico.

Prospección

Etapa preliminar a la exploración minera.

25

CAPÍTULO 1

Prospecto

Propiedad minera que aún no ha sido explorada.

Pueble

Distribución diaria del personal dentro de la mina. Asignación de tareas, funciones o faenas de trabajo.

Puerto

Lugar topográficamente bajo, formado por la intersección de las faldas de dos cerros.

Querreque Ramaleos

(Hidalgo). Minero que labora en interior de la mina. Vetillas que se desprenden de la veta principal. Desviaciones de la veta madre.

Rampa

Obra minera subterránea principal, con pendiente entre 7 y 12% con una comunicación al exterior. Conecta los diferentes niveles de la mina y se usa para el traslado de vehículos autopropulsados.

Ranura

Línea de muestreo. Canal de muestreo.

Rebaje

Excavación subterránea de producción localizada arriba o abajo de un nivel. Lugar donde se explotan los cuerpos minerales.

Rebosadero

Criadero mineral. Zona mineralizada.

Recuperación

Porcentaje de valores comerciales de mineral que se obtiene después de un proceso metalúrgico o minero.

Reliz

Plano de falla. (Reliz del alto o del bajo).

Reliz

Tabla. Respaldo. Pared. Hastial. Superficie limítrofe de una veta o estructura geológica.

Reservas

Volumen de mineral medido y explotable para operaciones a futuro.

Reservas demostradas

Tonelaje y leyes calculadas según las dimensiones específicas de un yacimiento. Reservas positivas.

Reservas indicadas

Tonelaje de mineral estimado por cálculos y extrapolación de evidencias geológicas. Reservas probables.

Reservas inferidas

Tonelaje estimado por observaciones geológicas, sin considerar exactamente las dimensiones del cuerpo. Reservas posibles.

Reservas medidas

Mineral estimado con un índice de error no mayor al 20%.

26


Respaldos

Pared o plano de una veta (alto o bajo). Los cuerpos tabulares tienen dos respaldos: el de arriba se llama "el alto"; y el de abajo se denomina "el bajo".

Respaldos

Superficie o tablas de la roca encajonante que generalmente limitan una veta o cuerpo.

Retaques

Acumulación de material de rezaga o mineral de baja ley, dejados en el interior de la mina para un posible futuro aprovechamiento.

Retardador

Fusible que retarda el tiempo de detonación. Artificio de iniciación.

Rezaga

Borra, tepetate o desperdicio. Material suelto producto de una voladura. Pila de mineral.

Rezagar

Levantar el material fragmentado después de una voladura.

Risco

Ejemplar mineralógico. Muestra mineral escogida por su belleza y atractivo mineralógico. "Gallito".

Robbins

Máquina contrapocera. Máquina para colar contrapozos.

Roca encajonante

Roca sin mineralización que rodea a la veta. Roca huésped.

Rosicler

Proustita. Mineral rico en plata. Plata "roja". "Sangre de pichón".

Ruinas

Caídos o escombros. Retaques antiguos.

Rumbear

Seguir la veta a rumbo.

Rumbo

Dirección geográfica de una veta, obra minera o camino.

Rumbo de falla

Dirección de la línea de una falla, referida al N-S geográfico.

Rumbo de veta

Dirección general de una veta, medida sobre el terreno y referida al N-S astronómico o magnético.

Salón

Gran espacio abierto en el interior de una mina, del cual se extrajo roca y mineral. Rebaje.

Sangría

Crucero entre el tiro y la veta.

Scoop tram

Vehículo para cargado frontal de bajo perfil y articulado usado en las minas subterráneas. Scoop. Hormiga. 27

CAPÍTULO 1

Silicosis

Enfermedad pulmonar producida por la aspiración de polvos (particularmente polvo de sílice). Genéricamente se le conoce con el nombre de neumoconiosis.

Socavón

Obra minera de acceso, sensiblemente horizontal y con una ligera pendiente contraria para favorecer el drenaje del agua y la salida de carros mineros cargados. Obra minera sensiblemente horizontal con una comunicación al exterior.

Socavón a hilo

Galería subterránea con una comunicación al exterior y que corre paralela a la veta.

Solera

Sinónimo de plancha. Umbral.

Sombrerete

Cerro en forma de copa de sombrero.

Speiss

Producto de origen semejante a las matas pero compuesto principalmente de arseniuros o antimoniuros de fierro y cobre.

Stope

Anglicismo para detonar el lugar o la obra de producción de minerales en una mina subterránea. Rebaje.

Subnivel

Nivel intermedio colado a una cierta distancia vertical del nivel principal.

Sumidero

Depresión topográfica. Cavidad donde confluyen las aguas subterráneas de la mina.

Tabla

Reliz. Hastial. Pared lateral de una veta. Pieza de madera con caras anchas.

Tablas

Paredes laterales de una obra minera.

Taco

Separador de arcilla u otro material inerte que se coloca entre los bombillos de explosivo dentro de un barreno. Material inerte (generalmente los detritos de barrenación), con lo que se rellena la porción superior de un barreno, en operaciones a cielo abierto.

Tahonas

Arrastras. Molino rudimentario empleado en los procesos de amalgamación del oro nativo.

Tajo

Corte a cielo abierto. Mina a tajo abierto.

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Tajo a cielo abierto

Explotación minera que realiza sobre un cuerpo mineral somero, localizado en la superficie del terreno o muy cercano a ella. Operación minera superficial.

Talcoso Tapextle

De textura semejante al talco. Descanso entre dos escaleras. Tapanco.

Tenazas

Pinzas para fijar los fulminantes a la mecha.

Tendido

De poca inclinación.

Tenor

Se refiere a la cantidad y ley de un mineral.

Tentadura

Separación gravimétrica manual de minerales molidos, usando cuchara, cuerno o batea.

Tepetate

Roca encajonante o rezaga sin valor comercial.

Tepetatera

Lugar usado como tiradero de tepetate.

Tepetatera

Contrapozo usado para la transferencia de material estéril o tepetate, entre niveles.

Tepextle

Ademe de cielo, cargado con tepetate.

Tequezquite

(Edo. de México). Carbonato de sodio.

Tercería

Tercer ensaye químico, cuyo objeto será comparar las discrepancias entre otros dos realizados con anterioridad.

Terreno libre

Terreno no ocupado por una concesión minera.

Terrero

Depósito de roca estéril, tierra o tepetate extraído de una mina subterránea o de una operación minera a tajo abierto.

Terrón

Pedazo de arcilla de aspecto terroso.

Testigo

Material sobrante de una muestra ensayada.

Tezontle

(Edo. de México). Escoria volcánica.

Tina

Recipiente metálico en forma de cubeta para cargar mineral. Tina de manteo.

Tiradero

Acumulación de los desperdicios rocosos procedentes de la mina. Terrero. Presa de jales. 29

CAPÍTULO 1

Tirar barra

(Nacozari, Son.). Flojear. Holgazanear.

Tiro

Obra minera subterránea sensiblemente vertical colada de arriba hacia abajo, con una comunicación al exterior y que intersecta con todos los niveles principales. Acceso principal al interior de una mina subterránea. Pozo de entrada.

Tiro de arrastre

Tiro inclinado. Tiro de recueste (terminología española). Acceso.

Tiro general

Acceso principal que comunica con la superficie y con más de dos niveles. Obra subterránea sensiblemente vertical con una comunicación al exterior, que intersecta con más de dos niveles.

Tiro inclinado

Obra inclinada de acceso o de ventilación, con una comunicación al exterior y con los niveles de la mina subterránea.

Tiro interior

Obra minera vertical sin comunicación con la superficie exterior, pero con intersección a los niveles de la mina. Contratiro.

Tolva

Receptáculo metálico o de madera que se usa para el almacenamiento y distribución de los minerales.

Tronada

Detonación producida por la acción de algunas substancias explosivas. Voladura. Pegada.

Tronar

Acción y efecto de fracturar material rocoso con explosivos.

Topo

Máquina tunelera. Máquina para colar túneles.

Tumbar

Acción de tumbar mineral. Cavar. Colar. Minar.

Túnel

Obra subterránea sensiblemente horizontal con comunicación al exterior en sus dos extremos.

Vaciadero

Terrero o depósito de material estéril. Algunas veces se usa como sinónimo de chorreadero.

Valle

Parte baja y casi plana de una región.

Venero

Vía de agua.

Ventanilla

Punto de desembarco del personal de la calesa. Punto de intersección entre el tiro y los niveles principales. Desembarco de insumos.

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Veta

Cuerpo mineralizado de forma tabular alojado entre dos planos, que se caracteriza por presentar rumbo y echado.

Veta bolsera

Veta con zonas alternadas muy ricas y muy pobres. Veta con discontinuidad muy marcada en sus valores minerales.

Veta choricera

Sinónimo de veta bolsera.

Veta clavada

Veta sensiblemente vertical.

Veta compuesta

Conjunto de vetas paralelas.

Veta corrida

Veta continua.

Veta crucera

Veta que cruza a otra.

Veta echada

Veta muy inclinada.

Veta madre

Cuerpo potente o veta principal que atraviesa un distrito minero.

Veta ramal

Ramal desprendido de la veta madre.

Veta ramaleada

Veta principal con varios ramales.

Veta serpenteada

Veta con cambios bruscos de dirección.

Winche

Malacate portátil empleado en las faenas de rezagado en el interior de los rebajes.

Winze

Pozo.

Yucle

Camión de volteo con capacidad superior a treinta y cinco toneladas, usado en las grandes operaciones a cielo abierto.

Yucle

Degeneración de la palabra euclide. Camión de volteo de gran capacidad. Camión "fuera de carretera". Off-of-road.

Zona de enriquecimiento

Zona de mineralización localizada por debajo de la zona de oxidación.

Zona de fallas

Zona de fallas asociadas entre sí.

Zona de fracturas

Área de rocas fuertemente fracturadas.

Zona de laminación

Zona de fracturas mineralizadas y paralelas entre sí. 31

CAPÍTULO 1

Zona de oxidación

Zona cercana a la superficie en la cual los sulfuros originales y otros minerales se oxidaron por efecto meteórico.

Zona de sulfuros

Zona generalmente profunda con mineralización de sulfuros primarios.

Zoquete

(Norte de México). Lodo.

1.3 La minería y su contribución al desarrollo del hombre Durante la era paleolítica el hombre, según los hallazgos obtenidos, hizo de las rocas sus principales armas e instrumentos de trabajo. Aun cuando utilizó también la madera y el hueso, es posible suponer que de un modo inteligente se fueron perfeccionando no sólo los artefactos en cuanto a tales, sino también los procedimientos. El detalle más sobresaliente en el desarrollo de la tecnología de ese entonces fue el invento de herramientas para fabricar otros instrumentos. En la búsqueda de los elementos de la naturaleza y por impulsos de necesidades perentorias, el hombre encontró los metales. El uso y aprovechamiento de éstos dio ocasión para que apareciera una nueva etapa en su desarrollo, la que se llamó edad de los metales. Esta era se distingue inmediamente por las evidencias arqueológicas encontradas que provienen de la fabricación de armas y utensilios de hierro y bronce (lanzas, espadas, puñales, anillos, alfileres, vasijas etc.). Durante esta etapa, el hombre alcanzó un gran desarrollo técnico y artístico, por lo que se puede afirmar otro tanto de los objetos de barro, que previa cocción se transformaron en cerámica. El hombre, que desde la prehistoria usó (además de sus manos) otros instrumentos para la realización de sus labores, aprendió a forjar herramientas y después máquinas. Las primeras herramientas fueron objetos movidos por una fuerza natural, en tanto que las máquinas existieron desde que los seres humanos se ingeniaron para aprovechar la fuerza del viento o del agua como elementos capaces de impulsar sus vehículos e instrumentos. Más tarde se aprovechó el vapor y, con posterioridad, el petróleo, la electricidad y más recientemente la energía atómica. En tales términos, como lo apunta Arthur Birnie, fue el descubrimiento de la máquina de vapor lo que permitió que se pudiera contar con fuerza motriz en cualquier sitio y en cualquier circunstancia para acelerar la producción industrial. El contar con el vapor permitió la obtención de un mayor número de mercancías, al tiempo que hizo posible una especialización en las tareas de los operarios. Por la acción del vapor, las máquinas tuvieron que fabricarse de hierro

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para ser más resistentes y robustas, lo que condujo a la necesidad de llevar a cabo una explotación más intensa de los yacimientos de dicho metal, así como a la búsqueda de mejores métodos destinados a su fundición. En sus inicios, los establecimientos que fundían hierro, emplearon como combustible el carbón de leña; más tarde, a mediados del siglo XVIII, se optó por el carbón mineral en bruto y finalmente se utilizó el carbón de coque, con lo que las actividades de explotación minera en las cuencas carboníferas, se vieron multiplicadas. En la actualidad, la minería juega un papel de primerísima importancia en la economía de todos y cada uno de los países que conforman el planeta, debido fundamentalmente a que dicha actividad provee una gran cantidad de materias primas que, mediante previo tratamiento metalúrgico, proporciona al hombre satisfactores a sus diversas necesidades. La minería como tal es considerada como una industria generadora de riquezas, pues en todos los países donde se practica representa una aportación importante de divisas al Producto Nacional Bruto (PNB).

1. 4 La evolución de la tecnología minera y su influencia en la vida económica del hombre Históricamente la evolución de la tecnología minera ha sido dividida en las siguientes edades o períodos: 1. Edad de piedra Durante esta época, el hombre empezó a depender del reino mineral desde el momento mismo en que tuvo la necesidad de emplear una piedra atada a un palo para proveerse de un martillo como herramienta de trabajo o de pedazos de pedernal o rocas duras, que afiladas, las empleó como puntas de flechas y lanzas para proporcionarse armas de defensa e instrumentos de cacería.

2. Edad de bronce (o de los metales prehistóricos) En este período, el hombre utilizó la plata (Ag), el oro (Au), el cobre (Cu), el estaño (Sn), el plomo (Pb) y el fierro (Fe) para su bienestar económico. El oro y la plata los conoció en forma nativa en los depósitos aluviales de los ríos (placeres); el plomo y el estaño debido a su fácil fusión, se cree que los descubrió en forma accidental en algún incendio forestal; el fierro lo conoció en forma de meteoritos desprendidos de cuerpos celestes que cayeron a la Tierra.

33

CAPÍTULO 1

Los egipcios encontraron plata, pero la explotaron muy poco; el oro lo obtenían de sus minas en Nubia; el cobre lo explotaron en la península del Sinaí y en la isla de Chipre; el fierro lo conocieron muy escasamente en forma de meteoritos. Sin embargo destacaron notablemente en las artesanías de alfarería, confeccionaron vasijas y platos de gran belleza a base de arcilla cocida. Los fenicios y cartagineses descubrieron y aprovecharon el estaño de la zona que hoy en día se conoce como Cornwall (Inglaterra). Trabajaron el oro en Rodesia (África) y explotaron plata, plomo, cobre y mercurio en la península Ibérica. Griegos y macedonios en esta época poseían tres minas de oro y plata en el Monte Láureo, cerca de Atenas. Los macedonios tenían minas muy ricas de oro, las cuales aprovechó Filipo el Macedonio (padre de Alejandro Magno) para financiar su poderío. El Imperio Romano fincó su dominio en las minas arrebatadas a los fenicios, egipcios, cartagineses y griegos. Durante el esplendor de los romanos, la minería se desaprobó en la península Itálica, sede del Imperio, por considerarse un trabajo propio de esclavos, razón por la cual, ningún ciudadano romano de categoría debería dedicarse a la minería. Las únicas minas que trabajaron los romanos fueron las que poseían en sus colonias y territorios conquistados. La cultura china floreció en forma paralela a la de los egipcios, fenicios y griegos. Se tienen noticias de que los chinos ya usaban cadenas de hierro en puentes levadizos antes de Jesucristo. La gran muralla china se terminó de construir en el siglo III a. C., con una longitud aproximada de 2250 kilómetros y 7 metros de altura a lo largo de su frontera norte. Su cresta o parte superior tiene un ancho suficiente como para permitir la circulación de carretas. La muralla se encuentra revestida de rocas graníticas y ladrillos cocidos. Cuando Cristóbal Colón llegó a América, se encontró que la mayoría de las tribus que habitaban el Nuevo Mundo vivían en la edad de piedra hablando en términos minero-metalúrgicos, a excepción de los aztecas y los incas que ya conocían y trabajaban el oro y la plata. Los mayas con sus magníficas pirámides daban muestra de su avanzada arquitectura.

3. Edad Media A la caída del Imperio Romano en el siglo IV d. C., surge la Edad Media (siglos IV a XV), durante la cual inexplicablemente la minería sufre un estancamiento y consecuentemente la humanidad detiene su desarrollo. Los únicos lugares donde se continuó la actividad minera fue en Cornwall (Inglaterra) explotando estaño, cobre, plomo y plata; y en Sajonia (Alemania) donde se explotó plata, plomo, cobre, zinc y estaño. El Renacimiento surge en el siglo XV,

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época durante la cual se construyeron las grandes catedrales y obras de importancia arquitectónica en Europa. Durante esta época aumenta considerablemente el consumo de materiales de construcción de origen mineral. Es en esta época cuando surge la grandeza de España como potencia mundial, quien domina al mundo durante 100 años, gracias a las riquezas minerales (especialmente oro y plata), traídas de sus colonias en América, básicamente de México y Perú. Una buena parte de oro y plata extraídos de México y Perú pasó a poder de Inglaterra a través de sus piratas, los cuales atacaban, robaban y saqueaban a los galeones españoles que transportaban las barras de los metales a España.

4. Revolución industrial y época moderna La revolución industrial (siglos XVI a XVII) quedó marcada por la aparición de la máquina de vapor de Jaime Watt en Inglaterra. Aunado a este descubrimiento comienza el uso a gran escala del carbón mineral empleado como combustible, una vez que el carbón vegetal y la leña empezaron a dar muestras de agotamiento y de destrucción ecológica. El carbón resulta importante por dos razones poderosas: a) por su poder calorífico y b) por su alto poder reductor. Por su alto poder calorífico se empleó como combustible en las grandes calderas para producir calor y éste a su vez mover turbinas que generarían electricidad. Por su poder reductor se empezó a emplear como combustible en forma de coque para la fusión del fierro, dando origen a los aceros, los cuales resultaron ser muy resistentes a la tensión y a la compresión. En el siglo XIX, Inglaterra se convirtió en el primer líder industrial mundial, debido al descubrimiento y empleo del carbón y el acero. En 1865 la producción de fierro y acero solamente en Inglaterra fue superior a la del resto del mundo. A fines del siglo XIX (1895), Estados Unidos y después Alemania sobrepasaron a Inglaterra en la producción mundial de este metal, con lo que se empezó a marcar la superioridad y poderío de los Estados Unidos de América como potencia mundial industrial. En la actualidad, salvo los ajustes estadísticos correspondientes la producción mundial de acero y carbón, sigue aproximadamente el siguiente orden:

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CAPÍTULO 1

Productores mundiales de acero Lugar 1º 2º 3º 4º 5º 6º 7º

País Estados Unidos de América Unión Soviética Japón Alemania Inglaterra Francia Italia

Productores mundiales de carbón Lugar 1º 2º

País Unión Soviética Estados Unidos de América

Reservas mundiales de carbón (millones de toneladas)

US Rusia China Australia India Alemania Sur África Ucrania Kazakhstán Polonia Brasil Canadá Colombia

Antracita y bituminoso 111,338 49,088 62,200 47,300 72,733 24,000 55,333 16,388 31,000 12,113 0 4,509 6,368

Sub-bituminoso y lignito 135,305 107,922 52,300 43,100 2,000 43,000 0 17,968 3,000 2,196 11,950 4,114 381

Total 246,643 157,010 114,500 90,400 74,733 67,000 55,333 34,356 34,000 14,309 11,950 8,623 6,749

Porcentaje mundial 25.1 15.9 11.6 9.2 7.6 6.8 5.6 3.5 3.5 1.4 1.2 0.9 0.7

Source: BP Statistical Review of World Energy. Mining Magazine, September 2001

Dentro de los países latinoamericanos un productor importante de carbón es Colombia, aunque aún no aparece clasificado en un lugar de primera magnitud dentro de las estadísticas mundiales. Las tablas anteriores reflejan claramente que tanto en la actualidad como en épocas anteriores, el poderío industrial, estratégico y militar de una nación depende directamente de la

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abundancia y diversidad de sus recursos naturales. En la época moderna, los combustibles, minerales y metales básicos, se pueden clasificar de la siguiente manera:

1. Combustibles Petróleo Gas natural Carbón mineral − Coquizables (contenido de cenizas menor del 15%) − No coquizables (contenido de cenizas mayor del 15%) Minerales radioactivos − Uranita, petchblenda, carnotita, torianita, etc. 2. Metales Metales siderúrgicos − Fierro, manganeso, níquel, cobalto, vanadio, cromo Metales tradicionales − Plomo, cobre, zinc, estaño Metales ligeros − Aluminio, magnesio, titanio Metales raros − Radio, berilio Metales preciosos − Oro, plata, platino 3. No-metálicos Minerales industriales a) Materiales de construcción − Basalto, caliza, yeso, arcilla, grava, arena b) Industria química − Azufre, cloruro de sodio (sal común) c) Industria de fertilizantes − Roca fosfórica, potasa, nitratos diversos

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CAPÍTULO 1

El Producto Nacional Bruto (PNB) de un país o de una entidad se define como el valor total de bienes y servicios a precios de mercado. En México las industrias extractivas contribuyeron hasta hace algunos años con un 7% aproximadamente a dicho Producto Nacional Bruto.

Características distintivas de la industria minero-metalúrgica Estas características únicas y distintivas se reducen a cinco puntos importantes: a) Los yacimientos minerales no se encuentran distribuidos uniformemente en la corteza terrestre. b) Estos yacimientos se consumen o se agotan con su explotación, por lo que son considerados como recursos naturales no renovables. c) Las materias primas provenientes de estos yacimientos poseen diversas propiedades que los capacitan para usos y aplicaciones muy variadas. d) Algunos criaderos minerales se encuentran concentrados en ciertos países por caprichos geológicos y geográficos. e) La búsqueda, descubrimiento, explotación y beneficio de los criaderos minerales requiere del uso de técnicas exclusivas y altamente especializadas.

1.5 Síntesis histórica de la minería en México El oro que a raíz de la Conquista cayó en manos de los españoles provenía de placeres auríferos y no de minas propiamente dichas. El mismo Cortés recibió como obsequio de Moctezuma Xocoyotzin una porción de oro nativo con valor de 162,000 pesos, de los cuales tenía que entregar una quinta parte a la Corona de España, según la información que proporcionó el barón de Humboldt, aunque de acuerdo con los datos de Bernal Díaz del Castillo, la cantidad fue sensiblemente mayor. Es probable que además del oro, los indígenas antiguos, particularmente los toltecas, conocieron también la plata a la que llamaban iztac-teoquitlatl, mientras que al oro le aplicaban el nombre de coztic-teoquitlatl. Con el uso de estos términos, que para el europeo resultaban algo extraños (significaban excremento de los dioses, amarillo y blanco respectivamente), quedó demostrado que los nativos conocían tales metales únicamente en estado puro. La plata existía en muy pocas cantidades y quizá la palabra iztac-teoquitlatl se originó hasta después de conocer en la Nueva España la plata española.

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Los mismos indígenas conocían la mica: metzquitlatl o excremento de la luna y el cobre: tepuchtli o hinchazón de la piedra (en lengua azteca), metal que usaban en la fabricación de sus armas, vasijas, herramientas de labranza, objetos de adorno e idolillos. Tenían especial habilidad en endurecer el metal rojo (amartillándolo) para fines especiales y es indudable que les era conocido el procedimiento de fundición y hasta el de liga con el estaño. Humboldt menciona en su ensayo político, que los aztecas traían el plomo: temetztli o piedra luna y el estaño: amochitl o vapor de agua, de Taxco e Ixmiquilpan, dato que resulta inexacto. Tampoco es cierto aquello de que el cobre había sido traído en estado puro de la región de los grandes lagos de Norteamérica y de América Central a cambio de minerales de oro y plata que provenían de las minas mexicanas de Zacatollan y Cohuixco, ya que el laborío o explotación de minas, no era conocido por los indígenas. El mismo Alejandro Humboldt menciona en sus escritos: "La explotación de minas fue totalmente desconocida por los aztecas; y si acaso emprendieron algunos trabajos en las vetas, éstos fueron de muy poca profundidad e insignificantes". Se limitaban pues, a obtener el oro y la plata de los placeres de ríos y arroyos, o en forma nativa en los crestones o afloramientos de las vetas. Con la repentina llegada de los españoles, la cultura de los indígenas mexicanos experimentó un profundo cambio. Los conquistadores, amaestrados en su patria para los trabajos de la minería, establecieron nuevos lugares de explotación de minerales. A medida que progresaban en la conquista y en la exploración de los nuevos territorios, seguían descubriendo nuevas y ricas vetas, las cuales daban origen al fomento y desarrollo de florecientes empresas mineras. En todas partes donde el territorio conquistado fue explorado, se descubrieron yacimientos minerales más o menos importantes, lo que el barón de Humboldt aprovechó para aprender más a cerca del pasado histórico de estas minas, para lo cual no dejó de tomar debida nota de ello, por lo que gracias a la inquietud de este hombre de ciencia, se han podido recopilar datos importantes con relación a una serie de antiguos distritos mineros localizados dentro del territorio nacional. A continuación se presentan los datos de Humboldt, junto con aportaciones y suplementos que han llegado hasta nuestra época, los cuales dan una idea aproximada del rápido desarrollo de la minería en México.

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CAPÍTULO 1

1.5.1 Desarrollo cronológico de la minería en México Año 800

La orfebrería florece durante el período clásico en Monte Albán, Oaxaca, posiblemente con oro de placer de Tepeucila.

1000

Minado precolombino de mercurio en Soyatal, Qro., probablemente para usarlo como pigmento.

1500

Posible minado precolombino de plata en las regiones de Taxco, Real del Monte, Zimapán, Tlalpujahua y Sultepec.

1519

Establecimiento de la primera fundición de fierro en la Villa Rica de la Veracruz, por Hernán Martín para la fabricación de armas del conquistador Hernán Cortés.

1521

Año inicial de la minería en México, en el cual, Hernán Cortés abre las minas de Taxco, Gro., con el socavón del Rey. Ésta es la primera mina en México y en Américas, operada por europeos.

1521

Descubrimiento de las minas de plata en el Chico, Hgo., de acuerdo con los registros encontrados en la iglesia del mismo lugar. Primeros embarques de plata a España.

1524

Descubrimiento de las minas de plata en Sultepec, Edo. de México y en Pachuca, Hgo.

1536

Se inicia la construcción de la primera Casa de Moneda del Nuevo Mundo en la Cd. de México. Se acuña la primera moneda llamada Carlos y Juana.

1537

Se inaugura la Casa de Moneda de México y se acuña la moneda conocida como macuquina o cruz.

1538

Un fraile franciscano descubre las vetas de Los Leones y Santa Isabel que dan origen al distrito minero de Charcas.

1540

Descubrimiento de los primeros yacimientos de plata en lo que hoy en día es la ciudad de Zacatecas.

40


1543

Se establece una fundición para minerales auro-argentíferos en Sultepec, Estado de México.

1544

Descubrimiento de las minas de plata-plomo de Santa Bárbara, distrito de Parral, en el estado de Chihuahua.

1546

Descubrimiento de las minas de plata de San Martín, Zacatecas.

1546

El capitán español Juan de Tolosa descubre ricos filones de plata en la mina de San Bernabé, al pie del cerro de la Bufa, en lo que hoy es el estado de Zacatecas.

1547

Fundación de la Real y Pontificia Universidad de México.

1548

Se trabajan por primera vez, los ricos depósitos argentíferos de la mina Bolaños, en el estado de Jalisco.

1548

Se inician labores en las minas de plata del distrito de Guanajuato, precisamente en la mina San Bernabé, al oeste de La Luz, en el valle del río de Las Palmas.

1548

Juan de Tolosa, Diego de Ibarra y asociados comienzan a operar la mina de plata de Alvarado en Veta Grande, Zacatecas.

1548

Época de bonanza, dan principio los trabajos en la veta de Los Tajos de Pánuco, Cohauila.

1549

Se descubren los depósitos argentíferos de Sultepec.

1550

Se inician las experimentaciones con el proceso de amalgamación, para la obtención de oro y plata con mercurio.

1550

Juan de Rayas, un muletero español, descubre la veta madre de Guanajuato, y se inicia el minado superficial en los afloramientos del filón, en las minas de Rayas y Mellado.

41

CAPÍTULO 1

1550

Por el 15 de abril se procede a las primeras labores de cateo y reconocimiento de la Veta Madre de Guanajuato y la mina de Rayas.

1551

Comienzan los primeros trabajos en la veta del Rosario, El Jacal y El Encino, en el distrito de Real del Monte, en el estado de Hidalgo.

1552

Ginés Vázquez del Mercado encuentra en su marcha hacia el norte, los grandes depósitos de fierro del famoso Cerro de Mercado, en el actual estado de Durango.

1554

Francisco de Ibarra descubre las vetas del Cerro de Proaño en Fresnillo, Zacatecas.

1555

Juan de Tolosa descubre los depósitos de plata en Sombrerete, Zacatecas y las minas de Avino en Durango.

1557

Fray Bartolomé de Medina descubre en las instalaciones de la mina La Purísima (Pachuca, Hgo.), el importante procedimiento metalúrgico conocido como "método de patio", empleado en la extracción de valores metálicos de oro y plata. El procedimiento consistía en tratar el mineral previamente triturado con sales de cobre, para después atacarlo con azogue (mercurio), hasta dejar amalgamados los minerales nobles o ricos. Posteriormente, se destilaba la amalgama para obtener los metales puros. El tratamiento que se empleaba con anterioridad al de "patio", era el de fundir con óxido de plomo (litargirio) los minerales de oro-plata.

1558

Empiezan los trabajos subterráneos de la mina de Mellado, en Guanajuato.

1563

Francisco de Ibarra funda en el mes de julio, la ciudad de Durango como capital del reinado de Nueva Vizcaya.

1564

Rodrigo del Río y Loza descubre la mina de Santa Bárbara en Chihuahua. Se dice que la ley del mineral era de cerca de 2700 gramos de plata por tonelada.

1574

Comienzan las labores mineras por plata en Real de Natividad en el estado de Oaxaca, por Juan de Oñate, nieto de Hernán Cortés y bisnieto de Moctezuma II.

42


1580

Descubrimiento de minerales de plata en el cerro de San Pedro, S.L.P., por Pedro Iriarte y Miguel Calderón.

1583

Descubrimiento de las minas de Charcas en S.L.P.

1591

Fundación de la ciudad de San Luis Potosí.

1591

Descubrimiento de la mina Santa Eulalia en Chihuahua.

1596

Fundación de la ciudad de Monterrey, Nuevo León.

1598

Empiezan los trabajos de explotación en los criaderos de Mapimí, en el estado de Durango.

1600

Descubrimiento de las primeras vetas de plata en Parral, Chihuahua. Fundación de Parral por Antón Martín Zapata.

1606

Se establece otra Casa de Moneda en la ciudad de Zacatecas.

1615

Se descubren ricas vetas de plata en el distrito de Guadalcázar, San Luis Potosí, por Juan de Ábrego.

1632

Comienza la explotación de las vetas argentíferas de la mina Nevada en Batopilas, Chihuahua.

1632

Se inician operaciones en la mina de plomo-plata de Lomo de Toro en Zimapán, Hidalgo.

1640

Descubrimiento de las minas de Angangueo en Michoacán.

1658

Francisco de Molina descubre las minas de plata en San Francisco del Oro, Chihuahua.

1666

Se abre un laborío en Cusihuiriachic, Chihuahua, para la explotación de ricas minas de plata.

1673

Descubrimiento de la mina Clarines en Santa Bárbara, Chihuahua.

43

CAPÍTULO 1

1676

Por primera vez en México se usa pólvora negra aplicada a una explotación minera, en las minas del cerro San Pedro, San Luis Potosí.

1700-1730

Nuevo auge en Zacatecas y Guanajuato. Se abren nuevas minas: La Asturiana, Nueva Granada, San Pascual, Cabrestante y Tecolotes en el distrito de Veta Grande; Refugio, Rayas, Rondanera, Peregrina, San Clemente y Guadalupe en el distrito de San Bernabé. Estas minas fueron explotadas por Gregorio Zumialde, Juan de Dios de la Campa e Ignacio Arrieta.

1725

Se inicia la explotación de plata en Sonora, en la mina Planchas de Plata del distrito de Magdalena.

1740

Comenzaron los trabajos en los criaderos de oro y plata en Minas Prietas, distrito de Hermosillo, Sonora.

1740

Primeros depósitos de grafito en San José de Moradillas, Sonora.

1749

Don Pedro Romero de Terreros, antiguo comerciante de Santander, España, descubre los ricos filones de Real del Monte, en el estado de Hidalgo y, asociado con José Bustamante, empiezan a trabajar las minas.

1760

El venturoso minero Antonio Obregón que más tarde llevó el título de Conde de Valenciana, inicia la explotación de la riquísima mina de La Valenciana, que por muchos años fue la primera del mundo por la abundancia de sus productos auro-argentíferos. Esta mina se localiza sobre la Veta Madre, en lo que hoy es la ciudad de Guanajuato.

1760

Después de 11 años de exploración y desarrollo, se encuentra mineral redituable en Real del Monte, y se construye la primera planta de tratamiento de mineral en la hacienda de La Regla, en Pachuca, Hidalgo.

1760

Se decretan las Reales Ordenanzas de Minería en Madrid.

1762

Se registra la primera bonanza en la veta Vizcaína de las minas de Real del Monte. Pedro Romero de Terreros amasa grandes riquezas y presenta al Rey una fragata de guerra armada; en agradecimiento a sus servicios, es nombrado Conde de Regla.

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1766

En julio estalla la primera huelga en una mina de la Nueva España; ésta se efectúa en Real del Monte, Pachuca, contra su dueño, Pedro Romero de Terreros.

1773

Se inicia la explotación de las pertenencias mineras de Cerro Viejo, en el distrito de Real de Catorce, S.L.P. Los primeros trabajos de explotación en este lugar los realizan Sebastián Coronado, Bernabé Antonio de Zepeda, Antonio Llanos y Manuel Martínez.

1774

Pedro Romero de Terreros, conde de Regla, funda el Nacional Monte de Piedad o Casa de Empeño. Él mismo contribuye con los fondos y dicta las reglas para gobernar esta institución de caridad, la cual sigue operando después de más de 200 años.

1780

En el estado de San Luis Potosí se da comienzo a la explotación de la mina Purísima Concepción.

1783

Fundación del Real Seminario de Minería (Escuela de Minas) en la Ciudad de México. Joaquín Velázquez de León es su primer director.

1785

Se inician formalmente las labores en la mina aurífera de Natividad, en el estado de Oaxaca.

1786

Fundación de la Escuela de Ingeniería, Minería y Metalurgia en Guanajuato, la cual da origen a la Universidad de Guanajuato.

1790

Se hace uso por primera vez de mulas y caballos para la formación de las llamadas "tortas" en el procedimiento de patio. Este tipo de beneficio metalúrgico resultaba altamente perjudicial para la salud de los trabajadores.

1790

En abril don Andrés Manuel del Río imparte el primer curso sobre mineralogía en el Real Seminario de Minería de la Ciudad de México. También se le comisiona para traducir el libro Teoría de criaderos metalíferos, de Abraham Werner.

1791

Francisco Cayetano de Fagoaga descubre la veta Pabellón del distrito minero de Sombrerete, Zacatecas.

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CAPÍTULO 1

1792

Inauguración oficial del Real Seminario de Minas, presidido por Fausto de Elhúyar Suvise y en presencia de Andrés Manuel del Río, Francisco Javier de Gamboa, Joaquín Velázquez y Cárdenas de León y A.P. Alzate y León y Gama. Ésta es la primera escuela técnica en la Nueva España.

1794

Descubrimiento de las minas de Naica y Saucillo en Chihuahua, por Alejo Hernández, Vicente Ruiz y Pedro Ramos de Verea. El denuncio se hizo bajo el nombre de San José de Sacramento, localizado en la cañada del Aguaje de la sierra de Naica.

1797

Se inician los trabajos de construcción del Palacio de Minería, donde se reubicará el Real Seminario de Minería. El proyecto se le encarga al arquitecto Manuel Tolsá.

1799

Descubrimiento de los placeres de oro en Altar, Sonora.

1802

Frau Sonneschmidt encuentra los primeros yacimientos de los "ópalos de fuego" en la barranca de Tolimán en el estado de Querétaro. Antes ya se conocía el ópalo, pero con el descubrimiento de estos yacimientos, la explotación de esta gema se hizo sistemática.

1802

Andrés Manuel del Río menciona la existencia de un nuevo elemento que él llama erytronium en los depósitos de plomo de Zimapán. Este elemento es más tarde redescubierto, descrito y nombrado vanadio por von Sefstroma en Suecia.

Éstos fueron los principales acontecimientos en la minería mexicana hasta antes de la llegada del barón de Humboldt, cuyas anotaciones se deben en gran parte a él mismo. Se informa detalladamente acerca de las técnicas mineras de la época y el mismo Humbolt habla de las tablas estadísticas desde sus primitivos inicios. Cuando se inició la lucha por la independencia de México, se despoblaron las minas; descansaron de su labor la barreta y el martillo, las herramientas del minero. Las arrastras se hallaban desiertas debido a que los propios mineros que antes empuñaban el mazo para arrancar de las entrañas de la Tierra el precioso metal tomaban ahora las armas, obedientes a la voz de la patria que pedía la libertad de México.

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Once años duró la lucha por la libertad. Los horrores de la guerra causaron incontables heridas al país, sin embargo, el nuevo gobierno del México vencedor supo curarlas con sabias disposiciones y, de las cenizas humeantes, habría de nacer una nueva vida. En la época de Humboldt, según las noticias, ya se explotaban cerca de 3000 vetas. 1810

Descubrimiento de los criaderos de plata en el Refugio, estado de Chihuahua y construcción de la primera planta de amalgamación conocida como El Real de Tahonitas.

1811

El Real Seminario de Minería es transferido al Palacio de Minería, a pesar de que el edificio no está totalmente terminado.

1813

Se termina de construir el Palacio de Minería en abril.

1821

Instalación de la primera máquina de vapor traída de Inglaterra en Real de Catorce, San Luis Potosí, para el desagüe de sus minas.

1823

El 8 de octubre, el Congreso Nacional de la joven República Mexicana aprobó la resolución de conceder a los extranjeros, bajo ciertas condiciones el derecho de adquirir minas dentro del territorio nacional, y fueron las compañías inglesas las primeras en aprovechar este tipo de concesión.

1824

Se reinicia la explotación de las vetas de plata del cerro de Proaño en Fresnillo, en el estado de Zacatecas.

1840

Se inauguran los trabajos en la mina de La Luz, en la ciudad de Guanajuato se obtiene una notable bonanza en el período comprendido de 1843 a 1847.

1855

Se descubren criaderos de ópalo fino en San Juan del Río en el estado de Querétaro.

1866

Jacobo Kucaler aconseja la explotación de los yacimientos de carbón en Sabinas, estado de Coahuila.

1870

Principian los trabajos mineros en la rica zona aurífera de Real de Castilla en el estado de Baja California.

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CAPÍTULO 1

1873

Se descubren los metales de mercurio y cinabrio cerca de Huitzuco, en el estado de Guerrero.

1878

Néstor Arriola da a conocer los criaderos de plomo argentífero de la Sierra Mojada, en Coahuila.

1884

Edwin Ludlow emprende con gran éxito en el estado de Coahuila y por cuenta de una compañía americana, los primeros sondeos en busca de yacimientos de carbón.

1885

Una compañía francesa incia la explotación de los ricos yacimientos cobrizos de El Boleo, en Santa Rosalía, estado de Baja California Sur.

1886

La minería de la Sierra Mojada alcanza su auge.

1889

Comienzan a producir las minas de carbón de Las Esperanzas, Coahuila.

1895

La Mc. Arthur Cyanamid Co. introduce el proceso de cianuración para el beneficio de oro y plata. Este nuevo procedimiento ya había obtenido grandes resultados en el sur de África y otras partes de Europa, por lo que pronto reemplazó al método de patio de Bartolomé de Medina.

El 1° de enero de 1900, se habían denunciado en territorio mexicano alrededor de 12,781 propiedades mineras, lo que indica el gran cambio sufrido por esta industria después de la lucha de independencia. En 1904, el personal que laboraba en las minas era de 78,891 hombres y en haciendas de beneficio 21,941 para hacer un total de 100,382 personas ocupadas en el ramo de la minería. Hasta el 1° de abril de 1910, el número de títulos mineros subió a 31,229, lo que en área de terreno representaba 442,282 hectáreas aproximadamente. A todo lo anterior hay que agregar la instalación de energía y perforaciones en busca de petróleo. El petróleo ya era conocido por los indígenas y Humboldt menciona su existencia cerca de Guadalupe en el Edo. de México. Los mexicanos antiguos, también conocieron el asfalto (zona superior oxidada en los depósitos petroleros), quienes lo utilizaban para fines diversos bajo el nombre de chapopote. Destaca la introducción de una nueva Ley Minera de los Estados Unidos Mexicanos del 25 de noviembre de 1909.

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1.6 Crónica del descubrimiento de algunas minas mexicanas Descubrimiento del mineral de Tasco

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El distrito minero de Tasco o Taxco es uno de los más famosos del país, no tanto por la riqueza o abundancia de los frutos de sus minas, sino por su antigüedad y porque algunas de ellas fueron trabajadas por el Marqués del Valle, descendiente directo e inmediato del conquistador Hernán Cortés. Es muy común la opinión entre los escritores y cronistas que se han ocupado de asuntos mineros, de que Hernán Cortés trabajó minas de plata en Tasco desde los primeros años de la conquista, lo cual resulta infundado debido a los siguientes hechos: "Los primeros historiadores de México, esto es, los que escribieron a raíz de la conquista, no hacen mención alguna de éste hecho, que por su gran importancia debió llamar naturalmente la atención pública en aquella época memorable; hallándose sólo la noticia dada por historiadores y cronistas, que deseando Cortés fundir unos cañones en México y habiendo sabido que los naturales de Tasco empleaban en sus cambios unas piezas pequeñas de cobre y estaño fundidas, envió a allá a unos comisionados, mismos que trajeron muestras de dichos metales. Este hecho notable lo refirió el conquistador, en una de sus cartas dirigidas al Emperador Carlos V". De este hecho referido por Cortés, han deducido algunos historiadores que el conquistador trabajó minas de plata en Tasco, porque suponen que al regresar sus enviados con las muestras metálicas, han de haberle entusiasmado con el relato de las riquezas minerales que vieron durante su expedición. Esta versión perduró muchos años, pero recientemente se ha deducido que los emisarios debieron ser naturales de la región (caciques o mercaderes), toda vez que Cortés les llamaba comisionados y los demás historiadores no les llamaban por sus nombres, como lo han hecho al hablar de los españoles que mandó Cortés a buscar las minas de oro de Oaxaca y otros puntos o como los que fueron a traer azufre al Popocatépetl. Por otra parte, Cortés estaba demasiado preocupado con la idea de conservar y aumentar sus fuerzas militares, de construir armamento, municiones y defensas de guerra, a fin de mantener la tierra conquistada, por lo que en tal situación, no era lógico emprender expediciones lejanas 1

T. García, Los mineros mexicanos, p. 123.

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CAPÍTULO 1

y peligrosas con objeto de trabajar minas de plata, ya que en los primeros años de la conquista, ni las de oro trabajó por su cuenta, pues es sabido que las grandes riquezas que atesoró las obtuvo por medio de despojos violentos y después a título de regalos o tributos. Por lo anterior, más natural sería suponer que Cortés trabajó minas de cobre o estaño en Tasco toda vez que tanta necesidad tenía de esos metales para fabricar cañones. Entonces se puede asegurar sin temor a equivocación que durante la primera época que permaneció Cortés en México no trabajó minas de plata ni en Tasco ni en ninguna otra parte porque si tal hecho hubiera sucedido, habría llevado a España la plata producida por sus minas puesto que no pudo haberle dado otro destino, ya que no existía casa de moneda en México. Cortés muere en Castilleja de la Cuesta, España, el 2 de diciembre de 1547, a la edad de 63 años, razón por la cual, en 1549 (año en que se supone se descubrió el mineral de Tasco), resulta evidente que fue su hijo don Martín el que trabajó las minas. El ingeniero Santiago Ramírez en su obra La riqueza minera de México señala con respecto al distrito minero de Tasco: "En la mina de "Juliantla", la mayor riqueza se ha encontrado en la superficie, en la línea de unión entre la pizarra arcillosa y la caliza; y el observador que señala este hecho lo compara al producido por una inyección metálica desparramada sobre la superficie." Esta localización es tan superficial, que se conserva la tradición de que un carbonero llamado Miguel Jos al remover madera calcinada encontró hilos y glóbulos rojos de plata pura que habían sufrido una fusión incipiente, lo cual fue la base de un descubrimiento de importancia que produjo algunos millones de pesos. Parece ser que La Compañía fue la primera veta descubierta por los españoles en el mineral de Tasco. Este criadero argentífero tenía de dos a tres metros de espesor, con el mineral finamente diseminado. Sobre esta veta debieron haber sido abiertas las minas que trabajó el Marqués del Valle, las cuales, según datos recogidos, no fueron muy abundantes en sus productos, ni los tuvieron copiosos en su primera época. Don José Borda, célebre europeo, emprendió trabajos mineros de importancia en Tasco a mediados del siglo anterior y obtuvo buenos resultados a juzgar por los monumentos que dejó, entre los cuales destaca la iglesia parroquial conocida hoy como la catedral de Santa Prisca, cuyo monto se dice fue de 400 pesos de aquel tiempo.

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Mina de San Juan Rayas

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El estado de Guanajuato es una de las regiones mineras más ricas de la República Mexicana. Son cinco sus distritos metalíferos: Sierra Gorda, Allende, Santa Cruz, Guanajuato y León. El distrito minero de Guanajuato se asienta en la sierra del mismo nombre en una superficie de 2 576 km . El distrito fue descubierto por unos arrieros en 1548 y fue la veta de San Bernabé la primera que se trabajó en las cercanías del cerro del Cubilete. En 1558 se abrieron las minas de Mellado y Rayas, en cuyas excavaciones se descubrió la "Veta Madre". Algunas de las minas más ricas del municipio de Guanajuato han sido la de San Juan de Rayas, La Luz, Sirena, Valenciana, Santo Niño, La Purísima y algunas otras. Por lo que se refiere a la famosa mina de Rayas, antes conocida como la "Octava Pertenencia", posee el certificado de denuncio más antiguo de Guanajuato. Su nombre se debe a que fue descubierta por un arriero de nombre Juan de Rayas, quien después de trabajarla en forma por demás superficial, la vendió a Diego de Ahedo y no fue sino hasta 1726 cuando el tercer propietario, don José Mariano de Sardeneta y Legaspi, introdujo adelantos técnicos significativos. La familia Sardeneta y Legaspi hizo a la ciudad de Guanajuato donativos de mucha cuantía a la vez que cooperó con la construcción de muchos edificios notables que se conservan hasta nuestros días. Don Vicente Manuel de Sardaneta fue el primer Marqués de Rayas. En 1805 el segundo Marqués de Rayas, don José Mariano de Sardaneta y Llorente, proyectó y llevó a su culminación la obra de colosal importancia denominada como el Tiro General de Rayas, con objeto de dar acceso a los ricos laboríos conocidos como "La Sangre de Cristo". Esta obra de mampostería es de geometría octagonal, con un diámetro de 11.31 m y una profundidad de 407 m. La mina de Rayas es entre todas las de la Veta Madre la que ha producido los minerales de más alta ley: 15 kg de plata por tonelada de mineral y en ocasiones más. Particularmente se ha distinguido por el alto contenido aurífero de sus menas, cuyas leyes llegaron a alcanzar hasta los 18 kilos por tonelada de mineral. Fundación de Sombrerete y descubrimiento de sus minas 2

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Revista Minería. Cámara Minera de México. Vol. V. No. 10, julio-agosto 1985.

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CAPÍTULO 1

Comenzaba a declinar un caluroso día de otoño de 1555, cuando asentaban sus reales en el fondo de una quebrada y cerca de un pequeño manantial, un jefe español de nombre Juan de Tolosa, varios soldados, algunos aventureros paisanos del capitán, dos frailes franciscanos y un gran número de indígenas armados. Encantados los guerreros y frailes con los primores de aquel hechicero paisaje revestido con la exuberante vegetación de una naturaleza virgen, permanecieron algunos días en aquel sitio y resolvieron fundar allí una población, lo que hizo el jefe con todas las solemnidades de rigor, le puso por nombre, Real de Sombrerete a causa del cerro que llamó El Sombreretillo, por la semejanza que tiene su figura con la de los sombreros que usaban en aquel entonces los españoles. De estos soldados, algunos se quedaron en el Real capitaneando a un centenar de indios tlaxcaltecas. Cuando el capitán Juan de Tolosa abandonó la nueva población para seguir su marcha de exploración, sus paisanos se extendieron por las inmediaciones en busca de las vetas de oro y plata que tanto ambicionaban. Encontraron en San Martín de la Noria algunos filones de poca monta, pero de fácil explotación y se avecindaron por ahí atraídos por la esperanza de ganancias fabulosas. El Real de San Martín iba poco a poco tomando incremento al amparo de las vetas de plomo y plata que explotaban los vecinos; uno de los cuales hizo una fechoría y fue a esconderse casualmente en el cerro del Pabellón, donde pernoctó después de formar una gran hoguera para mitigar el intenso frío de la estación invernal. Por desgracia el aire zumbaba furioso por los intersticios del espeso bosque de árboles seculares y gigantescos de que estaba cubierto el terreno y pronto se extendió una inmensa lengua de fuego por la cumbre del cerro, dando apenas tiempo al fugitivo para huir. Los sombrereteños veían con espanto aquel incendio formidable y al día siguiente fueron al sitio del siniestro para contemplar sus estragos. Al remover las cenizas y las rocas calcinadas se quedaron pasmados de asombro al ver algunos granos de plata fundida entre las escorias. Este descubrimiento casual dio origen a la primera bonanza del mineral que ha merecido encomios del ilustre sabio y explorador Alejandro de Humboldt. Como esta sencilla versión se ha vulgarizado mucho, se atribuye el origen a varios descubrimientos de minerales conocidos; y con este motivo se ha oído hacer objeciones al hecho referido, fundadas en que en un incendio al aire libre no puede existir la temperatura necesaria para reducir el mineral de plata. Los gambusinos contestan a esta objeción de una manera concluyente por medio de un ensaye burdo que llaman "infiernito", el cual consiste en reducir a polvo un poco de mineral de plata que se humedece mezclándolo con cierta cantidad de pólvora común, se da a la pasta la forma 3

T. García, op. cit. p. 143.

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de pebete, se pone a secar sobre una vasija de barro para que una vez seca se le dé fuego por la parte superior. Concluida la combustión se lava el residuo que da como resultado una granalla fina de plata de bastante pureza. Poco después de su establecimiento, el Real de Sombrerete se hallaba en plena prosperidad con los productos de las minas de Pabellón. Entre los vecinos del nuevo asiento de minas se distinguía por su laboriosidad e inteligencia como minero y beneficiador, don Alonso de Llerena, a quien se atribuye por algunos, el descubrimiento de la veta Pabellón, lo que no se puede afirmar por aquello de la fechoría cometida en San Martín. Lo cierto es que habiéndose congregado los vecinos del mineral y los de las estancias de las inmediaciones acordaron solicitar de la Real Audiencia de la Nueva Galicia que fuese elevada al rango de Villa la población de Sombrerete, bajo el nombre de San Juan Bautista de Llerena, lo que ocurrió en noviembre de 1570. A medida que avanzaba el tiempo, menudeaban los descubrimientos, se aumentaba considerablemente la población y se desarrollaban los trabajos de las minas abiertas sobre las vetas de Pabellón y Veta Negra, ambas muy ricas, pues sus frutos contenían proustita (o rosicler) en abundancia, con rumbos paralelos de Noroeste a Sureste y formadas de tres cuerpos cada una, llamados del alto, del bajo y del centro. Existía también, una veta transversal llamada la Revuelta de San Lucas, la cual produjo frutos bonancibles en varias épocas. Los mineros de Sombrerete, ricos en demasía, dedicaron sus recursos a favorecer el comercio y desarrollar la agricultura por medio de obras de irrigación difíciles y excesivamente costosas; de manera que, con tales ejemplos a la vista, no se puede decir que la minería subsiste en ciertos casos a expensas de la agricultura sino que por el contrario, se debe sostener que aquélla es un auxiliar poderosísimo de ésta, especialmente si se tiene en cuenta que las empresas mineras son consumidoras por excelencia de los productos agrícolas.

Descubrimiento del mineral de Pachuca

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En la segunda mitad del año de 1549 fueron descubiertas sucesivamente ricas vetas minerales en Tasco, Sultepec y Temascatepec, las cuales, según afirman algunos historiadores, especialmente Torquemada y el padre Cavo, eran bien conocidas de los antiguos reyes mexicanos. Con motivo de estos importantes descubrimientos, propuso el virrey Mendoza a los encomendadores de las inmediaciones de esta capital que les daría tierras en las cercanías de los distritos minerales mencionados para que fundasen nuevas encomiendas alrededor de las minas. 4

Ibíd, p. 131.

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CAPÍTULO 1

Cegados por su desmesurada codicia, admitieron este cambio los encomenderos y se avecindaron en los referidos distritos, donde recibieron terrenos e indios de la sierra en compensación de los que dejaron cerca de esta ciudad. Estos españoles dieron gran impulso a los trabajos mineros y estimularon los nuevos descubrimientos de minas por medio de recompensas ofrecidas a los indígenas, los cuales recibían además la gratificación pecuniaria que por orden expresa del Emperador se pagaba de las cajas reales por cada mina descubierta. De estas exploraciones resultó el descubrimiento del mineral de Pachuca, verificado al finalizar el año de 1551. Al parecer, la primera veta descubierta fue la de San Nicolás, El Xacal, cuyo rumbo fue de oriente a poniente con su echado al sur. Su potencia en la parte más ancha alcanzó hasta doce varas. Al descubrimiento de esta famosa veta debió seguir la del Encino. Ambas fueron disfrutadas en gran trecho, a tajo abierto, sistema seguido en aquella época por los españoles, invariablemente siempre que se trataba de grandes criaderos metalíferos. Sobre este punto, debe tenerse presente que los indígenas trabajaban del mismo modo las minas existentes antes de la conquista y es probable que los conquistadores siguieran, en la mayoría de los casos, los trabajos comenzados por aquéllos. Se ha hablado siempre con tanto entusiasmo de las asombrosas riqueza de las minas de Pachuca, que se ha llegado a decir que la mina de El Xacal, en su primera época bonancible, producía siete mil pesos diarios y daba una barra de plata de quintos al Rey. Pero la celebridad del mineral de Pachuca en sus primeros años no se debe tanto a sus ricas minas, cuanto al admirable descubrimiento del eminente y justamente célebre metalurgista Bartolomé de Medina, quien estableció el "beneficio de patio" en el año de 1557, en la hacienda de Purísima, con lo cual cobró nuevo y vigoroso impulso la industria minera en la Nueva España. Mucho se ha cuestionado sobre si el inteligente beneficiador era realmente un descubridor afortunado o si practicaba un sistema conocido anteriormente. A este respecto se promovieron ociosas e inútiles discusiones por los émulos del gran azoguero, porque la verdad es que su admirable sistema de amalgamación, no había sido practicado antes, en Europa ni en América; pues ni los mineros alemanes, según afirma el barón de Humboldt, conocieron el método de beneficio inventado por Medina. La mayor ventaja de tan útil y pasmoso descubrimiento es la facilidad de su ejecución. A esta cualidad se debe la rapidez con que se extendió por la Nueva España, pues cinco años des-

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pués, en 1562 ya existían en Zacatecas treinta y cinco haciendas de beneficio por amalgamación; y en el año de 1571, fue introducido en Perú por Pedro Fernández de Velasco, quien lo llevó de México, causando allá un ensanche prodigioso en los trabajos mineros. Bartolomé de Medina se propuso beneficiar grandes cantidades de mineral con el menor costo posible; en este sentido trabajó con el mayor empeño y su talento privilegiado dejó plenamente satisfechas sus más halagüeñas esperanzas en términos de que todavía hoy, a pesar de haber transcurrido más de tres siglos en los cuales han adelantado de una manera notable las ciencias físicas, no ha sido mejorado su sistema. Descubrimiento del cerro del Mercado

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La celebridad del cerro del Mercado en el estado de Durango procede de muchos años atrás, pues es anterior a la conquista. Los indios tepehuanes que habitaban aquellas tierras tuvieron siempre una idea muy elevada del gran criadero mineral, porque suponían que contenía oro y plata en abundancia mezclados con otras substancias que ellos no conocían, razón por la cual no podían utilizar los preciosos metales. Esta idea se fue propagando entre los indios de las tribus circunvecinas como los zacatecos, cascanes, coras y nayaritas, los cuales, especialmente estos últimos, comunicaron la existencia de aquel cerro con sus tradiciones de inmensa riqueza, a los españoles que llegaron a la Nueva Galicia con don Nuño de Guzmán. Todos los historiadores de la Conquista están de acuerdo en que los españoles estuvieron dominados en distintas épocas por tres grandes preocupaciones, que halagan dulcemente su desmesurada ambición de riquezas. Cristóbal Colón, el primero de los "conquistadores", vivió el último tercio de su existencia enteramente preocupado con el descubrimiento de lo que llamaba "Isla de la Especiería", preocupación que se hizo extensiva hasta Hernán Cortés, quien gastó una gran fortuna en armar escuadrillas en el Pacífico para guiarlas a la búsqueda de la preciada isla sin más resultado que haber descubierto él mismo, las Californias. La otra preocupación de los españoles era la posesión de la llamada "Provincia de Quivira", nueva tierra de promisión de fantástica riqueza, confusamente descrita al virrey Mendoza por el soldado español Juan Núñez Cabeza de Vaca y sus tres compañeros de infortunio que lograron arribar a México después de ocho años de penurias y trabajos que pasaron entre las tribus indígenas del Norte y Occidente del país, todo ello a causa del desastre que sufrió la expedición que mandó Pánfilo de Narváes a descubrir la Florida. 5

Ibíd, p. 117.

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CAPÍTULO 1

La tercera y última preocupación de los españoles fue el descubrimiento de la "Montaña de Plata", ahora Cerro de Mercado, que suponían estaba situada en terrenos de la Nueva Galicia. Entusiasmado don Nuño de Guzmán con las exageradas relaciones que le hacían los nayaritas de las riquezas de la montaña, mandó al capitán Pedro Alméndez Chirinos a que hiciera una entrada por aquellas tierras y tomase posesión de las minas; pero habiendo llegado Chirinos hasta Topia con grandísimos trabajos y después de haber sostenido muchos combates con los indios, regresó por Culiacán hasta Tepic, donde se hallaba don Nuño de Guzmán. Poco después llegaron también los capitanes Angulo y Oñate dando razón de haber atravesado la sierra del norte donde sostuvieron combates con los indios guerreros que se mantenían únicamente de la caza, llegaron hasta los valles llamados después de Guadiana y de Poanas; pero sin descubrir el famoso cerro. Enterada la Audiencia de la Nueva Galicia algunos años después del resultado de estas expediciones y deseosa de ensanchar sus dominios, determinó enviar una expedición para que tomase posesión de aquellas tierras y de la Montaña de Plata. Con este fin, hizo ir a Compostela al esforzado caudillo Ginés Vázquez del Mercado, caballero noble y rico, que habiéndole nombrado capitán general, le encomendó la expedición. Volvió el capitán Vázquez del Mercado a Guadalajara, su lugar de residencia y mandó tocar tambores y clarines con banderolas de terciopelo, puso tiendas de campaña muy vistosas y reclutó a cien hombres, con los cuales venció a los indios de Xocotlán que estaban alzados. Siguió su derrotero, guiado por unos indios de Valparaíso que le aseguraban que "tierra adentro había un cerro todo de plata en unos llanos grandes". Pasó por el valle de Ranchos y el de Sombrerete hasta Avino; al llegar cerca del cerro llamado de Plata, buscó a los guías para preguntarles si era ése que estaba mirando: "a buen tiempo se han ido, que tenemos ya a la vista el cerro de nuestra ventura". Todos se alegraron y le decían: "Esta es la riqueza por que tanto se han fatigado los primeros hombres; ésta es la que el virrey Antonio de Mendoza envió a buscar por mar y tierra; este es el cerro que Coronado no pudo hallar, por que ya Dios lo tenía para que fuese de Mercado". Nombre que tomó desde entonces. Pero cuando llegaron al criadero se vieron completamente burlados en sus esperanzas, pues algunos soldados vizcaínos conocieron que era mineral de fierro. El capitán general, decepcionado, triste y melancólico porque había consumido inútilmente su fortuna, se volvió por donde había llegado, y como su tropa no guardaba ya la disciplina militar, al llegar a una ciénega cerca de Sombrerete fue sorprendido en la noche por los indios de Sain Alto y de otros puntos, resultando del combate dos españoles muertos y algunos

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heridos, entre ellos don Ginés Vázquez del Mercado, por cuyas heridas murió en el camino y su cadáver fue enterrado en Juchipila. Todo esto sucedió al terminar el año de 1552. Estas tres grandes preocupaciones, que bien se pueden llamar quimeras, perseguidas con tanto tesón por los conquistadores, fueron la causa de los asombrosos descubrimientos que cambiaron la faz del mundo en el siglo XVI.

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CAPÍTULO 2

OBRAS DE EXPLORACIÓN Y DESARROLLO, MUESTREO Y CÁLCULO DE RESERVAS

2.1 Introducción En el mundo moderno, la exploración y prospección minera son parte integral de la industria y de los programas de desarrollo y abastecimiento de recursos minerales. Definir objetivos primarios de exploración en un trabajo organizado no es tarea simple, esto implica valorar las necesidades de materias primas, analizar los indicadores económicos y estadísticos en cuanto a volúmenes y calidades de minerales requeridos por la industria, además de considerar una serie de factores como los precios de los metales en los mercados nacionales e internacionales, la cantidad y disponibilidad de las reservas mineras locales, etc. Al elegir los objetivos primarios de exploración, se tendrá también que considerar factores políticos, especulativos, tecnológicos y ecológicos. La actitud general de la exploración organizada depende en buena medida de quién la efectúe. Los organismos oficiales en sus programas de exploración generalmente fijan metas a largo plazo, en tanto que en la iniciativa privada se consideran seriamente los términos redituables a plazos más cortos. La fase completa de exploración involucra problemas técnicos complejos que abarcan desde la evaluación geológico-minero-metalúrgica, hasta otros tan diferentes como suelen ser la concesión legal de los lotes mineros, el abastecimiento adecuado de agua, combustible y energía, así como el reclutamiento, entrenamiento y capacitación del personal que laborará en el proyecto.

CAPÍTULO 2

2.2 Nomenclatura y fines de las obras de prospección, exploración y desarrollo 2.2.1 Definición Las obras de prospección, exploración y desarrollo son los trabajos geológicos preliminares que se realizan para localizar yacimientos minerales. 2.2.2 Descripción La información crítica acerca de un trabajo de prospección minera comprende no sólo las observaciones que se puedan hacer en el campo, sino también la investigación de los datos que podrían llamarse históricos, de los trabajos realizados en el pasado (particularmente los de la mena en estudio) y vestigios o indicios de otras menas localizadas en las cercanías. La combinación de las observaciones directas y de los antecedentes históricos, varía en forma proporcional a las fases de desarrollo alcanzadas por la prospección. El examen de un trabajo de prospección usualmente conduce a la apreciación de su valor económico o bien a la recomendación de continuar o suspender los trabajos de desarrollo. Si el investigador recomienda continuar con el desarrollo de los trabajos deberá, en términos específicos, apoyar el trabajo que propone. La naturaleza y extensión del trabajo dependerá del tipo de problema que presente la investigación y, en este aspecto, cualquier trabajo de prospección caerá dentro de alguno de los tres siguientes tipos:

1. Prospecciones conducentes a la localización de la mena La etapa inicial de toda prospección minera exige al máximo la aplicación de un buen juicio geológico, en donde el investigador tiene que hacer una estimación no sólo de la probable existencia de un yacimiento, sino también de su valor aproximado. Así declarado, todo parecería conjeturas, pero la solución no siempre es tan indeterminada como podría parecer. Un trabajo formal rara vez se emprende, excepto en un distrito o zona donde se haya probado la existencia de algunos yacimientos o donde al menos exista un afloramiento o indicios de alteración de rocas. Se puede esperar razonablemente que si se descubre un nuevo criadero, éste tendrá un tamaño y ley comparables a otros criaderos del distrito o al menos el tamaño que indica las dimensiones de los afloramientos. Aunque las sorpresas son siempre posibles, estas evidencias dan alguna idea sobre las probabilidades de la zona en estudio.

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OBRAS DE EXPLORACIÓN Y DESARROLLO, MUESTREO Y CÁLCULO DE RESERVAS La búsqueda de nuevos depósitos comprobará las posibilidades de aquellas guías que puedan ser reconocidas, ya sean afloramientos, monteras, zonas alteradas o condiciones estructurales favorables. Si el desarrollo consiste en una búsqueda exhaustiva en un gran sector de terreno o en unas pruebas rápidas de una área restringida, ello dependerá de lo precisas y definidas que parezcan ser las guías existentes.

2. Prospecciones conducentes a la ampliación de reservas Si se encuentra una mena y su ley es lo suficientemente atractiva como para que justifique su exploración en virtud de un tonelaje suficiente, la pregunta obligada sería: ¿Cuántas toneladas más pueden existir en el depósito? En la mayoría de los trabajos de prospección donde el geólogo tiene la oportunidad de considerar seriamente si se ha encontrado una cantidad importante de reservas minerales, la parte medular de su trabajo será determinar la posibilidad de desarrollar más reservas. Si alguno o todos los frentes de desarrollo están aun sobre mineral, la respuesta a la interrogante será afirmativa, por lo que el siguiente paso importante será definir cuánto más se puede encontrar. Una visualización en tres dimensiones de la mena en su asentamiento geológico será la base de una proyección tentativa. Las tendencias inferidas de la distribución de valores, conjuntamente con las tendencias en la estructura geológica, darán una indicación del probable rumbo, inclinación y continuidad del cuerpo.

3. Prospecciones conducentes a la explotación de una mena En este tipo de trabajos no existen cuestionamientos serios respecto a la cantidad de material contenido en el depósito. El problema principal será el de determinar si puede o no ser tratado dicho mineral con un beneficio económico razonable. En otras palabras, el planteamiento ante la existencia evidente del depósito es: qué se puede hacer con él y qué utilidad podría reportar su extracción. En este tipo de prospecciones la cantidad de mineral (económico y no económico) es presumiblemente muy grande, aunque durante el curso del estudio deberá demostrarse la existencia de algún tonelaje específico más allá de toda duda antes de emprender una inversión económica de consideración, ya que esta demostración puede exigir sondeos directos u otros métodos de desarrollo bajo guías geológicas. La interrogante en un principio no es la de conocer si la cantidad de material es de un millón o de cien millones de toneladas, sino la de saber si el material es realmente una mena en el sentido técnico. Posteriormente se plantearán las preguntas 61

CAPÍTULO 2 críticas: ¿cuál será la utilidad por tonelada?, ¿pueden convertirse en un producto comercial?, ¿cuánto costará la extracción y beneficio del mineral? La geología puede ser de gran ayuda para determinar el estado mineralógico del material y tal vez para determinar la naturaleza del terreno en lo que estructuralmente pueda afectar la selección del método minero de explotación, pero los problemas más complejos y por ende fundamentales serán los de la evaluación de reservas, la estimación de costos y las pruebas metalúrgicas.

2.2.3 Equipo y materiales usados en la prospección El equipo y los materiales usados en la prospección minera varían de acuerdo con las necesidades, objetivos y complicaciones de cada prospecto. En general, uno de los factores más importantes por considerar, son el clima y el acceso. Elegir las estaciones más favorables del año para realizar el trabajo de campo, algunas veces no es posible. Por ejemplo, en áreas de difícil acceso o regiones pantanosas, normalmente se trata de evitar la temporada de lluvias, especialmente si el programa incluye barrenación. De esta manera se evita el deterioro del equipo y altos costos de operación; sin embargo, la etapa de prospección previa a la exploración formal puede llevarse a cabo durante la mayor parte del año. Prospectadores, exploradores y geólogos profesionales generalmente utilizan el siguiente equipo básico: Ácido clorhídrico diluido Altímetro Anteojos para el Sol Batea para tentadura Baterías de repuesto Binoculares Bolsa para dormir Bolsas de muestreo Botas de cuero Botas de hule Botiquín de primeros auxilios Brújula tipo Brunton Cámara fotográfica Cantimplora Casa de campaña Casco minero Catres de campaña Cinceles Cinta adhesiva (masking tape) Cuñas

Escalímetro Escuadras de dibujo Estereoscopio de bolsillo Estufa portátil Etiquetas engomadas Fotografías aéreas Guantes de carnaza Imán de bolsillo Impermeable o manga de hule Jeringas desechables Lámpara de carburo Lámpara de baterías Lentes de seguridad Libreta de apuntes Libreta para registrar muestras Libros de referencia Lupa de 10 cm de diámetro Mapas Marcadores Marro

2.2.4 Obras de exploración y desarrollo

62

Martillo de geólogo Mesa de campaña Mochila de campaña Navaja de campo Papel albanene Papel cuadriculado Pastillas de cloro Pico Pilas secas Plano base Plumas y lápices Radio de baterías Regla de dibujo Repelente para insectos Ropa de trabajo Sillas de campaña Suero anticrotálico Suero antialacránico Tinta china Tinta de colores

CAPÍTULO 2

Descripción Una vez concluidos los trabajos de prospección y exploración geológica y partiendo de los datos obtenidos, se procederán a verificar desde el punto de vista minero, las zonas de interés potencialmente rentables para una explotación minera racional. Para tal efecto se procederá a explorar con obra minera directa, haciendo uso del cuele de obras subterráneas tales como: socavones, tiros, niveles, pozos, contrapozos, etc., todas ellas enfocadas a fines exploratorios.

Definiciones 1. Obras de exploración Son todos los trabajos necesarios encaminados a conocer la forma, tamaño y posición del yacimiento, así como sus valores, en forma aproximada. 2. Obras de desarrollo Son los trabajos necesarios que por medio de obras mineras conducen a probar que un yacimiento mineral es costeable en su extracción; y en función de las zonas costeables encontradas, prepararlo para la explotación minera.

´

FIGURA 2.1 Obras de exploración y desarrollo subterráneas

El desarrollo de una mina requiere de un sistema de acceso a las zonas mineralizadas, el cual se logra mediante el cuele de obras subterráneas tales como tiros, socavones, contratiros, niveles y contrapozos, los cuales deberán ser cuidadosamente planeados. 64


Los trabajos de desarrollo pueden ser divididos en dos partes de acuerdo con el proyecto. La primera se conoce como desarrollo general y está relacionado con la determinación de la configuración del depósito, su buzamiento y el trazado principal de la mina. La segunda parte concierne al método de explotación por aplicar, donde podrán seguirse una variedad de patrones. Las diferentes vías de comunicación en la roca pueden ser de cuatro tipos fundamentales: tiros, niveles, contrapozos y rampas.

FIGURA 2.2 Vías de comunicación en roca

a) Cuele de tiros La finalidad fundamental de un tiro es la de dar acceso a la mina y permitir la comunicación con las frentes de trabajo en el interior. El tiro también puede ser utilizado para el manteo (acarreo vertical) del mineral y el material estéril; para el transporte de personal y materiales a la mina; como vía de ventilación, etc. Los tiros modernos normalmente son verticales. La sección puede ser rectangular, circular o elíptica. Los tiros circulares han llegado a popularizarse hoy en día, debido a que soportan mejor el empuje horizontal de la roca y porque son más fáciles de recubrir con concreto.

65

CAPÍTULO 2

La excavación de un tiro es una fase complicada en el desarrollo de una mina; esto debido tanto al equipo que se requiere como al trabajo mismo. La profundización de un tiro requiere de grúas especiales, plataformas, etc., y dependiendo de los usos y funciones a que se destinen, deberá equiparse para el transporte vertical de materiales, equipos y personal, así como para el manteo del mineral. El ahonde de un tiro se realiza generalmente con perforadoras manuales, aunque también se pueden emplear equipos neumáticos con brazos hidráulicos especialmente diseñados para mecanizar las operaciones, tanto de barrenación y voladura, como las maniobras de rezagado del material fracturado por efecto de los explosivos.

FIGURA 2.3 Ahonde mecanizado de tiros

66


FIGURA 2.3a Ahonde de tiros con rezagadora neumática

b) Frentes y niveles Las frentes en una mina se emplean para diversos fines, tales como: obras de acceso, de desarrollo para el sistema de minado, de exploración, de ventilación y acarreo horizontal, etc. Las secciones de este tipo de obras pueden variar entre 4 y 20 m2, dependiendo del tamaño de los equipos que por ellas vayan a circular y de la consistencia de la roca. En general, la geometría

67

CAPÍTULO 2

de la obra es de tipo rectangular con cielo abovedado o sensiblemente circular cuando se requiere de una resistencia a la compresión mayor y cuando se cuenta con el equipo de perforación adecuado. Las secciones más pequeñas (de 4 a 6 m2) se barrenan con perforadoras ligeras de pierna neumática. En las secciones de tipo medio se pueden emplear las perforadoras de brazos hidráulicos rotatorios con perforadoras ligeras. Los equipos de brazos hidráulicos pesados (jumbos) son adecuados para las secciones mayores, aunque no existe una regla general a este respecto. A menudo se encuentran en las frentes otros tipos de equipo de perforación que será necesario tomar en consideración, por lo que siempre se debe elegir el más adecuado, en función de las condiciones predominantes del terreno. En las frentes de dimensiones estrechas, el rezagado del material quebrado se realiza normalmente con cargadores convencionales, tales como palas neumáticas o trascavos con descarga posterior, “cavos” montados ya sea sobre neumáticos o sobre rodamiento de vía. El material rezagado puede ser transportado en vagonetas con descarga lateral o por el fondo, tiradas por una locomotora eléctrica o de motor a combustión. En frentes con secciones mayores, se pueden emplear cargadores más grandes montados sobre ruedas de goma (scoop-tram) equipados con motor a diesel o cargadores de brazo excavador montado sobre oruga tipo "minero continuo". Para el acarreo del material rezagado, se emplean camiones de bajo perfil o si la sección lo permite, camiones convencionales de volteo (figura 2.4).

c) Contrapozos Los contrapozos en una mina son obras sensiblemente verticales que forman las comunicaciones entre los diferentes niveles. Se usan como paso de mineral; como camino para el tránsito del personal; como conductos de ventilación y como parte integral de la obra de tumbe (por ejemplo en tumbe por subniveles). La sección de este tipo de obras es normalmente entre 4 y 6 m2. Para su cuele, se utilizan diferentes métodos, resultando los más sencillos aquellos que no son mecanizados, o sea, en los que se levantan andamios de madera o metálicos que sirven de plataforma de perforación.

68


pala

cavo

jumbo volquete sobre neumáticos

scoop - tram FIGURA 2.4 Equipo diverso de barrenación y rezagado para minería subterránea

El avance mecanizado de contrapozos se puede hacer, por ejemplo, con una jaula jora, (figura 2.5), o con una plataforma satélite (figura 2.6) o con otros equipos similares de perforación con mecanismos de izaje. Cuando se utilizan estos equipos, primero se debe perforar un barre-

69

CAPÍTULO 2

no guía de diámetro apropiado desde el nivel superior, a partir del cual se cuela la obra en forma ascendente desde la misma jaula, la cual posee su propio cabrestante que le permite elevarse por sus propios medios a través del cable que pasa por el barreno guía. Existen en el mercado otros equipos para el cuele de contrapozos, conocidos como máquinas trepadoras, desarrolladas por la firma sueca Linden-Alimak (figura 2.7), las cuales cuentan con su propio riel elevador sobre el que engrana una corona-piñón de acción neumática ensamblado en el cuerpo de la máquina.

Jaula en posición de perforar

Posición de la jaula durante la voladura

FIGURA 2.5 Jaula jora

FIGURA 2.6 Plataforma satélite

70


Secuencia de trabajo FIGURA 2.7 Máquina trepadora (Alimak) Otro medio para mecanizar las operaciones de avance es la perforación de barrenos largos, colados desde el nivel superior con equipo especial para es-

71

CAPÍTULO 2

te fin. En este caso el explosivo se carga por arriba, sin personal dentro del contrapozo. Lo más moderno es el uso de máquinas contrapoceras tipo Robbins (figura 2.8), cuyo empleo y características se detallarán más adelante. Estos métodos mecanizados hacen más fácil y más seguro el trabajo. La longitud total del contrapozo impone, algunas veces, una cierta limitación en la selección de equipos de perforación.

FIGURA 2.8 Máquina contrapocera (Robbins)

d) Rampas El uso de rampas como obras de transporte se está haciendo muy común; la tendencia general hoy en día en las operaciones mecanizadas es la de cambiar gradualmente al uso de equipos sin vía. Muchas rampas tienen la misma función que los contrapozos: conectar los diferentes niveles de la mina. Normalmente la pendiente de las rampas varía entre el 7 y el 12%, lo que hace

72


posible el desplazamiento fácil y rápido de máquinas autopropulsadas sobre ruedas de goma. La figura 2.9 muestra una secuencia teórica generalizada de las etapas y decisiones más comunes que se presentan durante la etapa de exploración. En esta secuencia, un área puede quedar en espera de ser considerada en el futuro como una zona potencialmente interesante, como es el caso de algunos depósitos de baja ley, los cuales resultan incosteables al momento de la evaluación, pero que muy probablemente puedan ser explotados por las futuras generaciones de mineros. La tabla 2.1 ilustra en orden generalizado las fases y estudios más comunes realizados en un proyecto de exploración. En la secuencia normal de exploración, algunos estudios así como la combinación de ellos varían de acuerdo con el tipo de yacimiento.

TABLA 2.1 Secuencia teórica de estudios en proyectos de exploración Fases

Reconocimiento regional

Reconocimiento preliminar de semi-detalle

Levantamientos geológicos

Secuencia de exploración

Información y estudio

1. Compilación geológica

Reportes, mapas y bibliografía

2. Fotogeología

Unidades litológicas y estructuras

3. Análisis estructural

Fallas, estructuras y diques

4. Inspección de campo

Contactos y áreas mineralizadas

5. Reconocimiento geológico

Caminos y unidades litológicas

6. Mapeo de afloramientos

Áreas mineralizadas, zonas de alteración

7. Mapeo de estructuras

Brechas, fallas, diques

8. Mapeo geoquímico 9. Levantamiento aeromagnético

Muestreo de arroyos y suelos

10. Gravimetría en áreas cubiertas 11. Polarización inducida

Opcionales y coordinados en programas de geofísica, según criterio geológico de 1-8 continúa

73

CAPÍTULO 2

TABLA 2.1 Secuencia teórica de estudios en proyectos de exploración Fases

Detalle de evaluación geológica del área

Proyecto minero

Secuencia de exploración 12. Mapeo geológico de detalle

Forma, estructura y tamaño del yacimiento

13. Mapeo de alteraciones

Relación de alteraciones, estructuras y zonificaciones. Áreas favorables y desfavorables

14. Estudios mineralógicos, geocronométricos y petrográficos

Láminas delgadas, secciones pulidas. Determinación de edad y metalogénesis

15. Polarización inducida

Opcional. Depende del tipo de yacimiento

16. Barrenación a diamante

Selección y evaluación de áreas favorables

17. Registro de barrenación

Muestreo y estudio por intervalos

18. Análisis químicos y físicos

Afloramiento, núcleo ley y calidad

19. Registros eléctricos de pozos

Opcional

20. Estudios de mineralización

Forma, extensión, composición y génesis

21. Determinación de la ley

Cálculo reservas

22. Evaluación preliminar

Rentabilidad del yacimiento

23. Pruebas metalúrgicas

Recuperaciones

24. Proyecto minero

Método de explotación

25. Investigación planta de beneficio

Costos inversión. Capacidad. Tipo de planta

26. Selección áreas, plantas y caminos

Abastecimientos: mano de obra, agua, electricidad, insumos, vías de comunicación, campamentos, etc.

27. Servicios, terreros y jales

74

Información y estudio


FIGURA 2.9 Secuencia generalizada de objetivos en exploración

75

CAPÍTULO 2

2.3 Procedimiento de muestreo, registro y control de muestras. Planos y secciones de muestreo

2.3.1 Procedimientos de muestreo Un criadero mineral es una mezcla de minerales en proporciones que varían en las diferentes partes de su masa, en consecuencia, la proporción de metales que contienen también varía de un lugar a otro; por tanto, una sola muestra tomada en un lugar cualquiera no contendrá la misma proporción de minerales o metales que el criadero en conjunto posea, excepto por una coincidencia altamente improbable. El posible error (que sería muy grande si se tomara una sola muestra), disminuiría con el número de muestras, pero nunca desaparecería por completo, a menos que las muestras fuesen tan numerosas y tan grandes, que la suma de ellas fuera igual a la totalidad del criadero, con lo que éste se habría extraído por completo en el proceso de toma de muestras. Dado que llevar esta práctica a tal extremo iría en contra de su propio objetivo, el error está siempre presente en los casos reales, por lo que el objetivo práctico consistirá en reducir este error a límites permisibles. Lo anterior significará la necesidad de buscar el equilibrio entre el número de muestras y la exactitud deseada. Como consecuencia, se tendrá que en caso de no existir muestras suficientes, el resultado no será confiable; y por el contrario, si existen demasiadas, el tiempo y el costo serán excesivos. En la realidad, la exactitud del proceso depende no sólo del número de muestras, sino también de su distribución en el seno del criadero, pues sería incorrecto tomar todas las muestras de una parte muy rica o de una parte muy pobre. Es por tanto muy importante la elección de los lugares de toma, de tal forma que todas las partes del criadero mineral estén representadas. Teóricamente sería permisible reunir todas las muestras en un conjunto único para su ensayo, pero ya que es esencial conocer no tan sólo la ley del criadero, sino las leyes de sus distintas partes, la práctica común estriba en determinar los valores de cada muestra separadamente y combinar los resultados mediante los métodos apropiados de cálculo. Determinar con exactitud el número conveniente de muestras y los lugares apropiados donde deberán tomarse, exige el establecer hipótesis respecto a los valores existentes y su distribución; por tanto no existe un método infalible que decida sobre esto anticipadamente, aunque una vez que se haya tomado un número razonable de muestras, será posible juzgar si son lo bastante numerosas y si están apropiadamente localizadas. La experiencia profesional en miles de minas forma una base para decidir cuál debe ser la posición y espaciamiento convenientes, sujetos naturalmente a modificaciones en cualquier mina individual después de haber tomado las muestras preliminares. Esta experiencia ha desarrollado métodos que minimizan el error humano al

76


elegir el material que ha de constituir la muestra. Los métodos corrientes incluyen varios tipos de perforación, pero si la mina está expuesta en superficie o en obras subterráneas (frentes, niveles o cruceros), la práctica usual consiste en arrancar de forma sistemática partes de dicha mena. El método convencional de hacerlo es la toma de muestras en "ranuras".

Es importante hacer notar que en el muestreo de vetas, éste deberá hacerse siempre normal a sus respaldos. En el caso de que el muestreo no se pueda hacer perpendicular, se deberá calcular las proyecciones de Z que sumadas darán la proyección total Y.

77

CAPÍTULO 2 2.3.2 Método para tomar tres muestras en vetas

2.3.3 Método para tomar cinco muestras

Para la obtención de las muestras en obras subterráneas y sobre su periferia utilizando el método de ranuras, se deberá proceder de la siguiente manera:

78


1.

Limpiar o lavar si es posible la superficie expuesta de la zona a muestrear.

2.

Evitar tomar la muestra representativa donde solamente el mineral es blando o fácil de cortar.

3.

Antes de tomar la muestra, ahondar en la zona seleccionada, aproximadamente una pulgada y desechar el producto de esta ranura.

4.

Tratar de obtener la muestra con una sección aproximada de 1 por 3 pulgadas lo más constante posible, dentro de la ranura previamente producida. 5. La muestra así tomada debe ser embolsada o ensacada, cerrada sellada y etiquetada. 6. Tomar tantas muestras en una misma línea como lo requiera el método que se adopte.

2.3.4 Otros métodos de toma de muestras

El muestreo por "ranuras" es el método más aceptado en la mayoría de las minas en activo y en todas las investigaciones, salvo las muy superficiales, pero en algunos casos se utilizan otros métodos en lugar de las "ranuras" o en adición a ellas, algunos de los cuales se describen a continuación: a) Muestreo de esquirlas Se toma una serie de fragmentos de roca ya sea en una línea a través de una exposición de mineral o a intervalos al azar sobre una frente. El método es menos laborioso que hacer "ranuras". En algunos distritos mineros, exámenes comparativos han demostrado que en manos de operarios entrenados, se pueden dar resultados compatibles. Esto es bastante excepcional, sin embargo, el método no debe usarse nunca hasta que haya sido completamente comparado con los resultados obtenidos de las "ranuras" o de los rebajes de producción de la misma mina. No se debe usar nunca en un trabajo de exploración, excepto quizá cuando se necesiten con urgencia algunos resultados preliminares. b) Muestreo de una voladura Una muestra recogida de la pila formada después de una voladura con explosivos sustituye algunas veces a una "ranura" en una frente. Por lo general, se hace de modo burdo escogiendo trozos de roca de tamaño conveniente. Aunque teóricamente no es de confianza, una muestra de este tipo puede arrojar los resultados apetecidos en algunas menas cuyos valores se encuentran distribuidos de manera regular o que resulten adecuados independientemente de la forma de fracturamiento del mineral. 79

CAPÍTULO 2

c) Muestreo de vagonetas o carros mineros De cada vagoneta que sale del rebaje u obra de desarrollo, se toma una palada de material o una serie de trozos elegidos, ya sea al azar o de acuerdo con un sistema preconcebido. Debido a que esto da lugar a una muestra bastante grande, existe la posibilidad de que sea representativamente correcta, aunque existe la tendencia usual a tomar demasiado del material de mayor tamaño o del más fino. Se puede comprobar, promediando todas las muestras de las vagonetas (o carretillas) tomadas en un día, comparándolas con la muestra correspondiente tomada de la planta de beneficio, dado que esta última muy probablemente sea la que resulte correcta, en especial si se obtiene por métodos automáticos después de su proceso de trituración. Con la comprobación anterior, puede resultar que la muestra tomada de una vagoneta proveniente de una obra única sea incorrecta, aunque el resultado final se equilibre por compensación de errores con los minerales procedentes de otras fuentes. d) Muestreo de barrenación La perforación de barrenos de exploración (empleando el método que mejor se ajuste a las condiciones existentes ya sea de pulseta, de percusión, de rotaria, a diamante, etc.) proporcionará un medio satisfactorio para el muestreo y delimitación del cuerpo, siempre y cuando el criadero mineral pueda ser perforado en un número suficiente de lugares a un costo razonable. Esto depende de la profundidad del depósito y del espaciamiento necesario para determinar exactamente su ley (figura 2.10). En criaderos horizontales poco profundos, existe una gran área al alcance de barrenos cortos, donde el contenido es relativamente uniforme, como es el caso de las menas de hierro y de los depósitos de cobre porfídico donde los sondeos no necesitan localizarse muy próximos entre sí. Una práctica general en algunos distritos de cobre diseminado es la de realizar sondeos de percusión a cada 50 ó 60 m. Donde sea posible, los barrenos deberán localizarse en los vértices de una cuadricula de coordenadas rectangulares. En algunos criaderos supergenéticos delgados de contenido muy errático, ha sido necesario espaciamientos de 25 m. En yacimientos porfídicos, algunos sondeos de exploración deberán alcanzar profundidades mayores que la de los barrenos restantes, pues recientemente se han descubierto cantidades considerables de mena primaria más abajo de lo que anteriormente se pensaba era el fondo de la mineralización comercial.

80


En criaderos fuertemente inclinados, la cantidad de mena al alcance de sondeos dados desde la superficie es limitada, incluso para barrenos inclinados con broca a diamante. Si la ley es uniforme, las perforaciones no necesitan ser demasiado numerosas y las barrenaciones a diamante proporcionarán un muestreo satisfactorio hasta profundidades de 300 m o más, según condiciones de la roca. Con menas de menor uniformidad la conveniencia de intentar estimar la ley mediante sondeos está abierta a discusión. 2.3.5 Registro y control de muestras

Cada una de las muestras tomadas en la forma descrita en el subtema anterior deberá contar con un registro exacto de su localización, dimensiones y fecha, tal y como lo ilustra el ejemplo que se anota a continuación:

Muestra No.

Ancho (cm)

Localización

Fecha

4200-A

60

Fte 3614-N

09-02-92

4200-B

30

Fte 3614-N

09-02-92

4200-C

70

Fte 3614-N

09-02-92

81

CAPÍTULO 2

82


coronas o brocas a diamante

FIGURA 2.10 Equipo para perforación a diamante

83

CAPÍTULO 2

Una vez tomadas y registradas las diferentes muestras, se remitirán al laboratorio químico correspondiente, donde previa preparación, se determinarán las leyes de mineral contenidas en cada una de ellas. También, se tendrá la precaución de conservar la mitad de la muestra preparada en el laboratorio como “testigo” para dado el caso, verificar o corroborar el ensaye. Cuando el laboratorio elabora el informe con las leyes determinadas, éstas se deberán conservar, archivar y registrar en los planos de muestreo.

2.3.6 Cálculo de la ley media y tonelaje de una mena a) Ley media La ley media de un bloque se calcula a partir de las leyes medias de las frentes expuestas que lo limitan. En un yacimiento típico, estas frentes están formadas por las obras que circunscriben el bloque, es decir, por el nivel superior e inferior del bloque y los contrapozos laterales que conectan estos niveles y que constituyen los costados del bloque. El método usual de cálculo se ilustra en el siguiente ejemplo: Supóngase un bloque de mineral delimitado por dos niveles y dos contrapozos, cuyos resultados de muestreo se consignan en las siguientes tablas: L Localidad

84

Ancho (m)

N-75-1 N-77-1 N-79-1 N-81-1 N-83-1 N-85-1 N-87-1 N-89-2 N-91-2 N-93-2 N-95-2 N-97-2 N-99-2 N-101-2

1.60 1.40 1.70 1.50 0.80 1.50 2.00 1.80 1.60 2.20 2.10 1.00 0.80 1.30

∑

21.30

e

y

e

s

Au

Ag

Pb

Cu

Zn

2.0 2.0 3.0 8.0 1.0 2.0 1.0 2.0 4.0 3.0 1.0 2.0 6.0 1.0

190 170 1500 500 800 1400 1300 1000 1200 1000 300 400 100 50

1.0 2.0 3.0 5.0 4.0 2.0 5.0 6.0 5.0 4.0 3.0 2.0 0.0 6.0

2.0 1.0 2.0 3.0 5.0 0.0 0.2 0.5 2.0 3.0 3.0 3.0 0.0 1.0

3.0 1.0 2.0 1.0 2.0 0.4 0.4 1.0 2.0 3.0 2.0 2.0 7.0 1.0


Localidad

Ancho (m)

CP-1-0 CP-1-2 CP-1-4 CP-1-6 CP-1-8 CP-1-10 CP-1-12 CP-1-14 CP-2-16 CP-2-18 CP-2-20 CP-2-22 CP-2-24 CP-2-26 CP-2-28 CP-2-30

1.60 1.40 1.70 1.50 0.80 1.50 2.00 1.80 1.60 2.20 2.10 1.00 0.80 1.30 1.00 1.00

∑

23.30

L Au 2.0 2.0 3.0 8.0 1.0 1.5 1.0 2.0 4.0 3.0 1.0 2.0 6.0 1.0 1.0 1.0

e

y

e

s

Ag

Pb

Cu

Zn

190 170 1500 500 800 1400 1300 1000 1250 1000 300 400 100 50 500 1000

1.0 2.0 3.0 5.0 4.0 2.0 5.0 6.0 5.0 4.0 3.0 2.0 0.0 6.0 2.0 1.0

2.0 1.0 2.0 3.0 5.0 0.0 0.2 0.5 2.0 3.0 3.0 3.0 0.0 1.0 1.0 0.0

3.0 1.0 2.0 1.0 2.0 0.2 0.4 1.0 2.0 3.0 2.0 2.0 7.0 1.0 2.0 1.0

Con los resultados proporcionados por el laboratorio de análisis químico, los cuales se encuentran registrados en las tablas anteriores, se procederá a calcular los contenidos de todas y cada una de las muestras para después proceder con la estimación de la ley media del bloque. Para iniciar los cálculos, se usarán las siguientes fórmulas empíricas: Contenido = (ancho ) (ley )

Ley media =

(1 )

Σ de contenidos Σ de ancho

(2 )

85

CAPÍTULO 2

Au 3.2 2.8 5.1 12.0 0.8 3.0 2.0 3.6 6.4 6.6 2.1 2.0 4.8 1.3 55.7

C o n t e n i d o s N i v e l e s Contrapozos Ag Pb Cu Zn Au Ag Pb Cu 304 1.6 3.2 4.8 3.2 304 1.6 3.2 238 2.8 1.4 1.4 2.8 238 2.8 1.4 2550 5.1 3.4 3.4 5.1 2550 5.1 3.4 750 7.5 4.5 1.5 12.0 750 7.5 4.5 640 3.2 4.0 1.6 0.8 640 3.2 4.0 2100 3.0 0.0 0.3 2.3 2100 3.0 0.0 2600 10.0 0.4 0.8 2.0 2600 10.0 0.4 1800 10.8 0.9 1.8 3.6 1800 10.8 0.9 1920 8.0 3.2 3.2 6.4 2000 8.0 3.2 2200 8.8 6.6 6.6 6.6 2200 8.8 6.6 630 6.3 6.3 4.2 2.1 630 6.3 6.3 400 2.0 3.0 2.0 2.0 400 2.0 3.0 80 0.0 0.0 5.6 4.8 80 0.0 0.0 65 7.8 1.3 1.3 1.3 65 7.8 1.3 1.0 500 2.0 1.0 1.0 1000 1.0 0.0 16277 76.9 38.2 38.5 57.0 17857 79.9 39.2

L e y p r o m e d i o N i v e l e s Contrapozos Au = 55.7/21.3 = 2.62 g/t Au = 57.0/23.3 = 2.45 g/t Ag = 16,277/21.3 = 764.18 g/t Ag = 17,857/23.3 = 766.39 g/t Pb = 76.9/21.3 = 3.61 % Pb = 79.9/23.3 = 3.43 % Cu = 38.2/21.3 = 1.79 % Cu = 39.2/23.3 = 1.68 % Zn = 38.5/21.3 = 1.81 % Zn = 41.5/23.3 = 1.78 %

21. 3 = 1. 52 m 14 23. 3 Ancho promedio en contrapozos = = 1. 46 m 16

Ancho promedio en niveles

=

Cálculo de los promedios del bloque

30 m

86

50 + 50 + 30 + 30 = 160 m

Zn 4.8 1.4 3.4 1.5 1.6 0.3 0.8 1.8 3.2 6.6 4.2 2.0 5.6 1.3 2.0 1.0 415


50 m

Ancho promedio 1.52 * 50 = 76.07 1.52 * 50 = 76.07 1.46 * 30 = 43.69 1.46 * 30 = 43.69

239. 52

= 1. 50 m

160

239.52 Ley promedio de oro 2.62 * 50 = 130.75 2.62 * 50 = 130.75 2.45 * 30 = 73.39 2.45 * 30 = 73.39

408. 28

= 2. 55 g / ton

160

408.28 Ley promedio de plata 764.18 * 50 38,208.92 764.18 * 50 38,208.92 766.39 * 30 22,991.85 766.39 * 30 22,991.85

= =

122,401. 53 =

= 765. 01 g / ton

160

=

87

CAPÍTULO 2

122,401.53 Ley promedio de plomo 3.61 * 50 = 180.50 3.61 * 50 = 180.50 3.43 * 30 = 102.88 3.43 * 30 = 102.88

566. 75

= 3. 54%

160

566.75 Ley promedio de cobre 1.79 * 50 = 89.67 1.79 * 50 = 89.67 1.68 * 30 = 50.47 1.68 * 30 = 50.47

280. 29

= 1. 75 %

160

280.29 Ley promedio de zinc 1.81 * 50 = 90.38 1.81 * 50 = 90.38 1.78 * 30 = 53.43 1.78 * 30 = 53.43 287.62

88

287. 62 160

= 1. 80%


b) Volumen El peso de un bloque se estima calculando en primer lugar el volumen y multiplicando a continuación por el factor de conversión de volumen a tonelaje, es decir, por el peso específico del mineral en cuestión. El volumen se calcula multiplicando el espesor por el área. El espesor medio se determina al calcular el promedio de anchos de las muestras. El área se calcula midiendo los lados o bien con un planímetro sobre una sección longitudinal a la escala correspondiente. Si los anchos han sido medidos horizontalmente, el área se mide directamente sobre la sección longitudinal; pero si se miden los anchos verdaderos, el área encontrada se divide entre el seno de la pendiente a fin de corregir el error de la proyección. Aunque el procedimiento descrito es para vetas de gran buzamiento, se usan métodos análogos para criaderos de poca inclinación. Para el cálculo de volúmenes de gran espesor o de grandes masas, puede ser conveniente usar la fórmula del prismatoide: donde A1 Área de la base superior A2 Área de la sección media A3 Área de la base inferior h Altura del prisma c) Tonelaje La conversión del volumen en tonelaje es muy simple si se usan medidas métricas, sólo hay que multiplicar el volumen en metros cúbicos por el peso específico en gramos por centímetro cúbico para obtener el peso en toneladas métricas. Si se requiere expresar el volumen en pies cúbicos, se tendrá que dividir entre el factor tonelaje-volumen (cantidad de pies cúbicos en una tonelada de mineral). Dado que las estimaciones de mineral se hacen siempre con base en toneladas secas (sin humedad), cualquier determinación a este respecto se debe corregir por su contenido de agua. En la práctica, errores pequeños en el factor tonelaje-volumen son menos importantes que errores en la ley, pues no afectan el aprovechamiento por tonelada. Lo que sí afectan es la estimación de la vida productiva de la mina que sólo en casos aislados puede ser determinada con precisión, como por ejemplo en yacimientos plenimensurados, o sea,

89

CAPÍTULO 2

aquéllos capaces de ser medidos y demostrados en una fase temprana de la operación. d) Por bloques Una vez calculado el tonelaje y la ley de cada bloque, se suman los tonelajes de los bloques individuales y la ley media se determina multiplicando la ley de cada bloque por su tonelaje, para obtener su contenido. Se hace la sumatoria de contenidos y tonelaje de los tres bloques, para que una vez realizado, se divida la suma de contenidos entre la sumatoria de tonelajes, obteniéndose así la ley media de los bloques. Localidad

Tonelaje (ton)

Ley (%)

Contenido (ton) (ley)

Bloque No. 1 Bloque No. 2 Bloque No. 3

1760 2384

6.10 8.40 7.40

10736 20026 42624

Σ

9904

Ley promedio

Ley media =

90

5760

73386 7.41

∑ contenidos 73386 = = 7.41% ∑ tonelajes 9904


2.3.7 Planos y secciones de muestreo

91

CAPÍTULO 2

2.4 Cálculo de reservas minerales 2.4.1 Generalidades

La estimación de reservas en la industria minera ha sido una característica de relevante importancia en la evaluación de depósitos minerales durante todas las etapas de su desarrollo. Antiguamente este tipo de evaluaciones se apoyaban en hechos y en la experiencia e intuición de quien la realizaba. Hoy en día, ante las necesidades cada vez más crecientes de la industria, y al mejor conocimiento de los depósitos y métodos, tanto de muestreo como de minado, las técnicas para el cálculo de reservas minerales se han visto mejoradas notablemente. El propósito fundamental del cálculo de reservas de un yacimiento consiste en determinar la cantidad de mineral presente y la factibilidad de realizar la explotación comercial de dichos minerales metálicos y no metálicos. Este tipo de cálculos se realizan durante toda la vida productiva de la empresa, comenzando desde la etapa de prospección preliminar hasta el final de su actividad comercial o hasta el agotamiento de las reservas contenidas en el depósito. Una explotación eficiente y productiva sería imposible sin la ayuda de un cálculo preciso. También es importante conocer la potencialidad del yacimiento para determinar el límite de las exploraciones y desarrollos geológicos; la distribución de los valores dentro del cuerpo; el tipo de tratamiento metalúrgico a que deberán ser sometidos éstos; el tamaño y tipo de equipo que se deberá instalar en la mina y en la concentradora; el ritmo de producción diaria; la producción global anual; la estimación de la vida activa de la mina; el método minero de explotación; los requerimientos de capital y financiamiento; los requerimientos de energía, mano de obra, materiales, agua, etc. El resultado del cálculo de reservas se emplea como un valioso auxiliar en el departamento de planeación para determinar los costos de producción, estimar la eficiencia de la operación y las pérdidas de minado (índices de recuperación); para el control de calidad de los productos; para el financiamiento de otros proyectos; para la venta de productos; para la compra de materiales y equipos, y para la consolidación financiera de la empresa, incluyendo en este último renglón, los rubros de contabilidad e impuestos. Derivado de todo lo anterior y como consecuencia del breve análisis expuesto, es fácil deducir la importancia que reviste el conocimiento de las reservas minerales contenidas en un depósito sujeto a la posibilidad de una explotación minera comercial. La bibliografía sobre el tema describe numerosos métodos de estimación de reservas, algunos de los cuales, sólo son ligeras modificaciones de los más usuales.

90


Para proceder al cálculo de reservas de un depósito mineral (reducido y distorsionado por el mapeo) es conveniente convertirlo a un cuerpo geométrico análogo, compuesto por uno o varios bloques, de tal forma que expresen lo mejor posible el tamaño, la forma y la distribución de las variables. La construcción de estos bloques dependerá del método de estimación que se seleccione. Algunos sistemas ofrecen más de una forma de construir los bloques, introduciendo de esta forma la subjetividad; en cuyo caso, una manera apropiada y aceptada será aquella en que preferentemente se tomen como base, factores geológicos, mineros y económicos.

2.4.2 Clasificación de métodos para el cálculo de reservas

Dependiendo del criterio que se emplee para substituir o transformar el cuerpo explorado en bloques auxiliares y de la forma que se use para los cálculos numéricos de las variables, los métodos convencionales de estimación de reservas pueden ser clasificados dentro de cuatro grupos, además de dos métodos más modernos que involucran el uso de computadoras, programas de cómputo especiales y técnicos altamente capacitados en estas disciplinas, quienes finalmente harán la interpretación de la información obtenida en campo.

Clasificación de los métodos de evaluación de reservas minerales Métodos convencionales 6 1. Métodos de factores y áreas de influencia a) Método analógico b) Método de bloques geológicos 2. Métodos de bloques minables 3. Métodos de secciones transversales a) Método estándar b) Método lineal c) Método de isolíneas 4. Métodos analíticos (geométricos) a) Método de triángulos 6

Constantine C. Poppoff. Circular No. 8283. "Computing Reserves of Mineral Deposits: Principles and Conventional Methods". U.S. Bureau of Mines. Washington, 1967.

91

CAPÍTULO 2

b) Método de polígonos Métodos computarizados 1. Métodos estadísticos 2. Métodos geoestadísticos

2.4.2.1 Métodos convencionales

1. Métodos de factores y áreas de influencia Las áreas involucradas en el cálculo son delineadas y delimitadas en primera instancia por criterios geológicos y después por criterios mineros y económicos. Las variables fundamentales, tales como dimensiones del cuerpo, ley del mineral y factores de influencia se determinarán directamente, ya sea por cálculos estimativos o por características afines tomadas de otras porciones del mismo depósito o de otros depósitos similares.

2. Métodos de bloques minables Estos métodos involucran la delineación de las áreas de los bloques, por medio de trabajos mineros subterráneos y por consideraciones de carácter geológico y económico. Los factores definidos para cada bloque son calculados analíticamente en diversas formas. Como su nombre lo indica, este método es empleado fundamentalmente en la etapa de extracción.

3. Métodos de secciones transversales El cuerpo mineral se delinea y los bloques se conforman con base en ciertos principios de interpretación de los datos de exploración. Los parámetros de los bloques y del cuerpo mineral completo se determinan de varias formas.

4. Métodos analíticos o geométricos

92


Para aplicar estos métodos, se hace necesario dividir gráficamente el cuerpo mineralizado en bloques de formas geométricas simples (prismas triangulares y prismas poligonales). Los factores para cada bloque se determinan directamente, se calculan valores aritméticos promedio o se emplean determinaciones semejantes.

2.4.2.2 Métodos computarizados

1. Métodos estadísticos Al igual que los métodos convencionales, los métodos estadísticos requieren de una base de datos obtenidos directamente de campo. Estos datos debidamente clasificados y registrados están constituidos fundamentalmente por datos de carácter geológico (delimitación y morfología), muestreo y determinación mineralógica (ley, volumen y tonelaje). Con los datos obtenidos, se elaboran gráficas o diagramas estadísticos donde quedarán asentadas las frecuencias relativas de ocurrencia de la información manejada, sin considerar su posición en el espacio. 2. Métodos geoestadísticos Para la aplicación de estos métodos se requiere de equipo de cálculo más sofisticado (computadoras y equipo periférico) y personal técnico altamente capacitado. Con la ayuda de la computadora como herramienta básica, estos métodos procesan un gran cúmulo de datos en tiempos relativamente cortos, permitiendo el manejo de mucha más información en menos tiempo. Al igual que en los métodos anteriores la base de datos la constituye información geológica y muestreo obtenidos directamente de campo. La diferencia fundamental con los métodos estadísticos estriba en que las muestras de la población desconocida son siempre muestras aleatorias e independientes entre sí. La base geoestadística se apoya en la teoría de las "variables regionalizadas", la cual relaciona la magnitud de las variables (ley, rango, peso, etc.) con su posición en el espacio, siendo este último concepto, la diferencia con el método estadístico clásico.

93

CAPÍTULO 2

2.4.3 Requerimientos para el cálculo de reservas

Ningún cálculo de reservas en la industria minera resulta justificable a menos que se realice y se use; por tanto, estos trabajos deberán elaborarse únicamente cuando se requieran. El método de cálculo ideal será simple, rápido y confiable de acuerdo con las características del cuerpo mineral y de la información disponible. Adicionalmente, también tendrá que ser adecuado para una rápida comprobación. Los costos por conceptos de estimación de reservas, se espera que sean sensiblemente más bajos, comparados con los costos de exploración y desarrollo, aunque en ocasiones algunos métodos más complejos son justificables, particularmente cuando la disponibilidad de los equipos de cálculo (calculadoras y computadoras) hace que se tengan ahorros substanciales por concepto de mano de obra. En la selección del método, las particularidades y conveniencias de automatización deberán ser cuidadosamente consideradas en función tanto de los volúmenes y magnitud de los trabajos por realizar, como de la exactitud requerida en las estimaciones. El método sujeto a selección será cuidadosamente estudiado, determinando en detalle los procedimientos de trabajo y la exactitud de los cálculos. Para lograr lo anterior, las fórmulas empíricas que se empleen serán lo más sencillas que sea posible. La selección adecuada de los procedimientos facilitará el proceso de estimación y proporcionará el mismo grado de exactitud aun para los métodos más complejos. El tratamiento objetivo de los datos reales tomados de campo es considerado por muchos técnicos de las ciencias de la Tierra como uno de los más importantes requerimientos. Algunos investigadores establecen que sus estudios y fórmulas fueron diseñadas para un determinado fin: "Un método de cálculo que elimine todas las pruebas y criterios del calculista y deje solamente las matemáticas puras, será un método que pueda ser manejado casi enteramente por una máquina calculadora,(...) lo cual resulta indeseable". Los cálculos de reservas deben alcanzar el propósito de la evaluación y, cuando resulte apropiado, ilustrar también la distribución de las variables. La confiabilidad de un cálculo de reservas depende fundamentalmente de la exactitud y del total conocimiento del depósito. También dependerá de las suposiciones aceptadas para la interpretación de las variables, de los límites del cuerpo mineral, de la exactitud de los promedios ponderados y del empleo de fórmu-

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las matemáticas. Los requerimientos de recursos necesarios para determinar la cantidad y densidad de las observaciones dependerá fundamentalmente del tamaño y tipo de depósito. Durante las últimas décadas, la eficiencia y exactitud en el cálculo de reservas, ha mejorado gradualmente gracias a los avances en el campo de la geología económica; al incremento de profesionales de la ingeniería; al mejoramiento en las técnicas de exploración, muestreo, minado y evaluación; al uso de análisis estadísticos y a una más eficiente administración. El creciente uso de máquinas procesadoras de datos (computadoras) ha hecho posible el procesar grandes cantidades de datos de exploración en forma de tarjetas y cintas perforadas, discos y cintas magnéticas, casetes, disquetes, etc. El uso de computadoras permite la utilización de dos o más métodos convencionales de cálculo de reservas, produciendo mayor exactitud, incremento en la velocidad de procesamiento y ahorro en mano de obra.

2.4.4 Criterio de selección del método

En general, la selección del método más adecuado para la estimación de reservas depende directamente de factores tales como: geología del depósito, método de exploración, disponibilidad y confiabilidad de los datos en los cuales se basará el estudio, propósitos del cálculo y grado de exactitud requerido. Si los cálculos son preliminares o se requieren inmediatamente, se escogerá el método más simple, que no requiera de planos especiales. Si los cálculos son fundamentales para el diseño de una operación, la selección del método dependerá del sistema de explotación que se esté considerando como más viable, dado que la ley mínima explotable, recuperación, dilución, eficiencia del equipo, mano de obra y costos unitarios variarán directamente en función del sistema seleccionado. Un método simple puede ser el más adecuado, cuando por ejemplo en una operación a tajo abierto, la extracción selectiva del tepetate o del mineral marginal se elimina. Cálculos de reservas en depósitos horizontales (mantos) son menos complejos que aquellos que se realizan para depósitos tabulares (vetas) de alta ley, depósitos con volúmenes reducidos o depósitos diseminados con valores irregularmente distribuidos. Los trabajos de exploración ya sea por retícula, por secciones transversales o por barrenación aleatoria, también pueden afectar la selección del método de estimación. Siempre resultará deseable que durante la etapa de exploración se use un método que permita aumentar paso a paso las reservas en lugar de recalcular todo periódicamente. En consecuencia, la naturaleza de los diversos métodos de estimación será cuidadosamente considerada.

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CAPÍTULO 2

Aunque los métodos sencillos sean los preferidos, en ocasiones los más complicados pueden ser ampliamente justificados. Ambos extremos deberán evitarse, ya que la simplificación exagerada de la información, conducirá a graves omisiones de la naturaleza geológica del depósito; por el contrario, la complicación extremada de los datos llevará a la obtención de información con precisión no garantizada, lo que puede conducir a una elevación de los costos del proyecto hasta el punto de tornarlo potencialmente incosteable. La maximización en el uso de todos los datos recolectados en el proceso de exploración constituye una muy importante consideración. Una planeación pobre y deficiente, así como una sobreexploración darán como resultado una cantidad excesiva de datos innecesarios para ser aceptados como elementos de exactitud en los cálculos.

2.4.5 Análisis de los datos de exploración

El cálculo de reservas de un depósito mineral es un procedimiento técnico que consta de diversas operaciones. El orden de dichas operaciones y su ejecución usual es el siguiente: 1. Apreciación geológica. 2. Apreciación en los métodos de exploración y muestreo. 3. Evaluación de los datos de exploración. 4. Delineación y delimitación del cuerpo mineral. 5. Selección de un método adecuado de cálculo. La importancia del conocimiento de la geología del depósito resulta fundamental tanto para entender algunos conceptos como el tamaño, forma y distribución de valores, como para poder dar sentido a la interpretación de los datos de exploración. La apreciación geológica incluye la obtención, verificación y presentación de los datos de exploración en forma de gráficas, tablas, mapas y secciones a una escala adecuada, asumiendo la hipótesis de trabajo en el origen de la mineralización. El método de exploración, esto es, el tipo y la densidad de los trabajos realizados y de las muestras tomadas, debe ser estudiado concienzudamente para determinar la ubicación y la exactitud de los datos desde el punto de vista de la geología, la configuración geométrica de los cuerpos, los patrones de distribución de las variables, los errores y la categoría de las reservas. Tales apreciaciones son siempre complementadas por análisis estadísticos y por comparación con otros depósitos similares en tipo y forma.

96


El análisis de los datos de exploración (el cual invariablemente resulta el paso más engorroso durante la evaluación) es siempre acompañado por la definición de los parámetros internos y externos de las porciones económicamente minables del cuerpo mineral, por la determinación de la precisión de las medidas y análisis, y por la determinación de que si la cantidad de trabajos exploratorios en las diversas porciones del cuerpo alcanzaron los requerimientos mínimos para ser clasificados dentro de una determinada categoría de reservas.

2.4.6 Procedimiento para la estimación de reservas

Para realizar un cálculo de reservas, primero se delineará el cuerpo mineral, para después subdividirlo mediante diversos métodos en segmentos o bloques de diferentes grados de confiabilidad. El procedimiento usual para el cálculo de volúmenes es el de substituir gráficamente la forma irregular del cuerpo mineral por otro imaginario y auxiliar, con la superficie de base coincidiendo con el plano de una sección longitudinal. Este cuerpo auxiliar será entonces reemplazado por una o más figuras geométricas simples y sólidas que indiquen el volumen de tal prisma, el que podrá ser calculado mediante el uso de sencillas fórmulas geométricas. La división del cuerpo mineral en bloques se hace de acuerdo con un método seleccionado, de tal forma que cada bloque pueda ser directamente relacionado con otro o con alguna serie de valores de exploración adecuadamente obtenidos de campo. Las reservas del cuerpo mineral completo se calculan determinando áreas y volúmenes para cada bloque, para después convertir los volúmenes en toneladas de mineral crudo y obtener las leyes promedio de los minerales comerciales. Finalmente y de acuerdo con la tabulación de resultados, clasificar los bloques por categorías, tales como: positivas, probables y posibles.

2.4.7 Elementos principales para el cálculo

El cálculo de reservas requiere conocer de las características dimensionales, morfológicas y cualitativas del cuerpo mineralizado. Esta información se obtiene por investigación directa (mediciones, análisis químicos y experimentaciones), e indirectamente por suposiciones, interpretaciones y cálculos numéricos. Toda la información básica de las variables de los bloques en que previamente fue dividido el cuerpo entero (longitud, ancho, espesor, factores de peso y ley), obtenidas por simple observa-

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CAPÍTULO 2

ción o por cálculos ponderados, podrá ser localizada exactamente en planos o mapas, mediante números asignados a puntos de referencia definidos o como líneas cuyas longitudes se dibujarán a escala. Para obtener la información preliminar, se hará uso frecuente de las técnicas de muestreo, cuya finalidad básica es la de obtener pequeñas partes representativas de los lugares que son objeto del estudio. La teoría del muestreo para dichos métodos está basada en la hipótesis de que la distribución de la mineralización de un yacimiento ha sido efectuada siguiendo un cierto orden o arreglo, de tal forma que si se toma un número considerable de muestras distribuidas convenientemente, el promedio de ellas representará adecuadamente la zona investigada. Con la información obtenida por el muestreo, se tendrán las bases para la correcta evaluación de las reservas minerales contenidas en el depósito, así como el conocimiento exacto de la calidad y ley del mineral que se está explotando o explorando. Esto quiere decir que las técnicas de muestreo y sus resultados también pueden ser utilizados como elementos de control en las operaciones de producción. Existen diversos métodos de muestreo diferentes entre sí y con aplicaciones también diversas para cada caso. Entre los más empleados se pueden mencionar los siguientes: 1. 2. 3. 4. 5. 6. 7. 8.

Muestreo por zanjas. Muestreo por pozos. Muestreo de canal. Muestreo de lodos. Muestreo de polvos. Muestreo por carros mineros. Muestreo a pala. Muestreo de núcleos de barrenación.

La finalidad de todos ellos es recoger la misma cantidad de material tomado de las diferentes partes que forman el área en estudio, que en conjunto, constituirán la muestra representativa de la zona. "Cualquier otra técnica que tenga la tendencia a una selección de partículas o a la obtención desproporcionada de un solo tipo de material deberá ser descartada", pues la base esencial de todo buen muestreo es la imparcialidad o la no selección del material muestreado. A esta técnica se le conoce con el nombre de "muestreo aleatorio" o "al azar", en la que todas las partículas de la zona muestreada, teóricamente, tendrán la misma oportunidad de ser seleccionadas sin ninguna parcialidad dirigida

98


2.4.8 Preparación mecánica y ensaye de la muestra

Una vez que la muestra ha sido cortada, el siguiente paso será su preparación, procedimiento de particular importancia y quizá al que se le da menor atención. Se denomina "preparación mecánica", porque los medios que se emplean, tanto para la reducción del volumen como para la reducción de tamaños de las partículas, son exclusivamente mecánicos, sin la intervención de ningún otro medio de índole diferente. Los mecanismos de laboratorio más usados para estos fines son las quebradoras (de quijada y/o de cono), pulverizadores, cribas (o tamices) y separadores o "cortadores" de material. La metodología de trabajo que generalmente se sigue es la de reducir primeramente el tamaño de los fragmentos de la muestra a −¼ de pulgada, empleando las quebradoras de quijada. La obtención de dicho tamaño queda asegurada mediante el empleo del tamiz correspondiente. Después de efectuada la operación de trituración-clasificación, el material será homogeneizado mezclando perfectamente todos los productos obtenidos, para inmediatamente después reducir el volumen del material en caso de que la cantidad total de la muestra resulte excesiva. Se continuará con la reducción de tamaños, empleando ahora quebradoras de cono y tamices de −10 mallas, repitiendo el procedimiento de "recorte de volumen". A continuación, la muestra reducida se somete a un proceso de secado hasta eliminar todo vestigio de humedad, para continuar con las etapas de homogeneización y reducción de tamaños y volúmenes, ahora con pulverizadores y tamices con aberturas de 100 mallas. Si por deficiencias de operación mecánica de los pulverizadores algunas partes del material quedan de mayor tamaño que los requeridos, estas porciones deberán ser pulverizadas manualmente en un "mortero" de tal forma que se asegure una recuperación del 100% de la muestra en la última parte del proceso de preparación mecánica. Finalmente y previa homogeneización, la muestra se dividirá en dos partes como mínimo, una de las cuales será enviada a los laboratorios de ensaye para su análisis químico y la otra se almacenará con objeto de conservar una "muestra-testigo" en los registros de la empresa o para comprobaciones posteriores, en caso de que fueran requeridas. Ocasionalmente se obtiene una tercera parte de la muestra que se destina a "tercerías", cuya finalidad será la de obtener un tercer resultado del análisis, cuando existan discrepancias notables en los dos anteriores. Los análisis químicos se realizan por diferentes vías (húmeda, seca o por absorción atómica), dependiendo del tipo de minerales de interés comercial (metálicos o no-metálicos) y de la me-

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CAPÍTULO 2

na, ganga o roca que los contenga. La información obtenida de los ensayes son datos referentes a la ley del mineral y al comportamiento químico ante diversas reacciones. Una vez que se ha completado el proceso de preparación mecánica y ensaye químico, los datos obtenidos se registrarán en formas de reporte especialmente diseñadas para tal fin y en donde quedarán asentados el número de la muestra, la procedencia, la localidad, etc. Toda esta información deberá ser archivada para formar parte del expediente del estudio global que conducirá a la estimación total de las reservas contenidas en el depósito.

2.4.9 Clasificación de las reservas minerales

Dentro de los estudios globales de evaluación y cuantificación de reservas minerales, éstas se encuentran clasificadas en grupos perfectamente definidos atendiendo al grado de confiabilidad asignado a cada categoría, los que a su vez dependerán de la información que se obtenga dentro del área investigada. La información requerida se puede obtener a través de obras mineras directas (frentes, cruceros, pozos, contrapozos, etc.), por medio de obras indirectas (barrenación a diamante y pulsadoras) o bien por una combinación de ambas. Con esta información se puede "conocer" dos, tres o más lados de un bloque mineral y en función de ello, las reservas podrán ser agrupadas dentro de alguna de las siguientes clasificaciones:

Grupo 1

Grupo 2

Grupo 3

Grupo 4

Grupo 5

Positivas Probables Posibles

Probadas Probables Posibles

Medidas Indicadas Inferidas

Desarrolladas Prospectivas --------

Explotables De interés --------

Estas clasificaciones son comúnmente empleadas por agencias gubernamentales de los Estados Unidos de América, como el Geological Survey, U.S. Bureau of Mines, The Securites and Exchange Commission y por muchas compañías independientes o particulares, de acuerdo con el significado que adopte la política de cada una de ellas. En términos comerciales de geología minera, la cual se encuentra afectada directamente por factores de tipo económico, no es difícil encontrar analogías entre reservas "desarrolladas" y reservas "probadas", o entre "probables", "posibles" y de "extensión", cuyas definiciones para mayor claridad de los conceptos, se hará a continuación. 100


a) Reservas probadas o desarrolladas Tal y como el término lo indica, "reservas probadas" se refiere a aquel mineral que se encuentra completamente expuesto o lo que es lo mismo, conocido por los cuatro lados que limitan al bloque que lo contiene, el cual además deberá encontrarse en disposición inmediata para ser extraído por el método de minado seleccionado. b) Reservas probables Este tipo de reservas son representadas por el mineral cuya ocurrencia, para efectos de estimación, se encuentra razonablemente asegurada, pero sin una certeza absoluta. Se le puede asignar una ley conservadoramente definida, a menos que las obras de extracción hayan avanzado hasta el punto en que el mineral probable pueda ser integrado como mineral explotable. La ley asignada a la mayoría de los bloques "probables" puede ser la ley determinada por los bloques contiguos clasificados como "probados". c) Reservas posibles o de extensión Este tipo de reservas, conocido por algunos autores como el "mineral del futuro", es de la clase de material cuya existencia tiene una razonable posibilidad de existir, hipótesis basada fundamentalmente en la potencia del depósito, en la continuidad de las condiciones geológico-mineralógicas y en la extensión de los cuerpos mineralizados desarrollados hasta ese momento, indicaciones a través de las cuales, se pueden obtener signos de continuidad que indiquen lo que se puede esperar a medida que avancen las excavaciones. Debido a la escasez de trabajos de exploración en estas áreas (los cuales podrán revelar la existencia de algunos valores), a las reservas posibles no se les puede asignar ninguna ley con una certeza práctica, ni tampoco se podrá expresar ninguna cantidad definida. Reservas de extensión es el mineral que prácticamente deberá ser considerado como "posible", dado que representará al mineral que se cree o se supone que existe adelante de las caras expuestas de los bloques conocidos o de los frentes de exploración. d) Reservas medidas Comprende todo el mineral cuyo tonelaje es calculado por las dimensiones reveladas en afloramientos, zanjas, barrenos, etc., con leyes calculadas a partir de los resultados obtenidos de un muestreo detallado. Las áreas de inspección, muestreo y medida deberán localizarse dentro

101

CAPÍTULO 2

de una cercanía razonable, definiendo perfectamente las características geológicas, de tal manera que la forma, el tamaño y el contenido mineral queden bien establecidos.

e) Reservas indicadas Es el mineral cuyo tonelaje y ley son calculados por una parte a base de mediciones específicas de muestreo o de datos de producción, y por la otra a través de las evidencias geológicas presentes en el terreno. f) Reservas inferidas Las estimaciones cuantitativas de este tipo de mineral están basadas fundamentalmente en el amplio conocimiento de las características geológicas del depósito, donde existen pocas o ninguna muestra o medida. La estimación se fundamenta en la continuidad o repetición de la evidencia geológica, la cual puede incluir comparaciones con otros yacimientos de tipo semejante.

2.4.10 Técnicas para el cálculo de reservas

Los métodos convencionales para el cálculo de reservas se encuentran perfectamente definidos y agrupados bajo la siguiente clasificación: 1. Pesos y áreas de influencia a) Método de analogía b) Método de bloques geológicos 2. Secciones transversales a) Método estándar b) Método lineal c) Método de isolíneas 3. Analíticos o geométricos a) Método de triángulos b) Método de polígonos

102


2.4.10.1 Pesos y áreas de influencia

Este método ha sido descrito en diversas formas, como: método de promedios aritméticos, método de pesos promedio, método análogo (o por analogía), método de bloques geológicos, etc. En este trabajo, los métodos de pesos y áreas de influencia serán descritos bajo los nombres de método de analogía y método de bloques geológicos. a) Método de analogía Está basado en la suposición de que ciertos segmentos o bloques del cuerpo mineral considerado son similares en características geológicas y mineralógicas. Para efectos de cálculo, el cuerpo se divide en segmentos o bloques construidos con base en factores geológicos, mineros y económicos, es decir, estructura, potencia, ley, valor comercial, profundidad y tipo de roca encajonante. En algunos casos, características cualitativas encontradas en algunas partes de la masa mineralizada pueden ser aceptadas con fines de cálculo como partes representativas del bloqueo del cuerpo mineral entero (figura 2.11).

103

CAPÍTULO 2

FIGURA 2.11 Método de analogía (pesos y áreas de influencia) Tomado de Popoff, C. Constantine, 1967

Si los bloques son de igual tamaño, cada observación y análisis de muestras tendrá igual influencia en determinar los factores de peso. Si el número de variables en un bloque se presentan en cantidad suficiente, los factores pueden ser calculados y estudiados por análisis estadístico. Estas variables pueden ser tomadas en una o varias observaciones, o calculadas tomando datos del propio depósito o de otros de similares características; el método de analogía por tanto sólo puede ser empleado donde exista cuando menos una observación o dato disponible. Segmentos o bloques con diferentes factores de control requerirán del empleo del método de bloques geológicos. Cuando la geología de un área o depósito se considera análoga a otra, una sola observación puede ser suficiente para el cálculo de reservas de un determinado mineral.

Los pesos de influencia es la operación de asignar ciertos factores a cada una de las observaciones o conjunto de ellas, para representar su valor relativo, localización e importancia, comparadas con otras observaciones del mismo tipo o naturaleza. Estas asignaciones pueden hacerse con base en unidades de longitud, área, volumen o tonelaje, determinando cada una de ellas por simple promedio aritmético de los datos, conjuntamente con otro tipo de consideraciones subjetivas, tales como criterio y experiencia del calculista.

EJEMPLO 1

La siguiente figura representa una porción de una veta, la cual ha sido bloqueada por obras mineras subterráneas (dos niveles y dos contrapozos), con objeto de preparar un rebaje para su explotación. Para proceder con la preparación del bloque se requiere conocer el volumen de mineral contenido en él, la ley promedio de cada una de las caras formadas partiendo de los resultados de los análisis de laboratorio que se realizaron a cada una de las 14 muestras tomadas en la periferia del bloque y el tonelaje de éste, suponiendo una densidad de 3.8 para el mineral.

104


Nótese que se han tomado muestras en las esquinas del bloque, cuyo intervalo de influencia en cuanto a ley será de uno, mientras que las restantes tendrán un intervalo de dos, atendiendo a la distribución geométrica de las muestras tomadas en las caras del bloque.

1

13

14

12

11

IV 2

10 III

I

30 pies 9

3 II 4

5

6

7

8

40 pies

Ensaye de laboratorio Muestra No.

Ancho (ft)

Ley (%)

Muestra No.

Ancho (ft)

Ley (%)

1 2 3 4 5 6 7

5.0 6.0 6.0 4.0 5.0 5.0 8.0

20.00 16.00 36.00 35.00 41.00 29.00 18.00

8 9 10 11 12 13 14

5.0 4.0 5.0 7.0 6.0 7.0 4.0

24.00 52.00 38.00 19.00 22.00 26.00 48.00

Cálculo de la ley promedio Cara 1

105

CAPÍTULO 2

Muestra No.

Ley (L)

Ancho (a)

Intervalo (w)

Contenido (L*a*w)

1 2 3 4

20 16 36 35

5.0 6.0 6.0 4.0

1 2 2 1

100 192 432 140

5.0 12.0 12.0 4.0

21.0

6

864

33.0

Ancho promedio =

Ley promedio =

Ancho*intervalo [(a)(w)]

Σ[(a )(W )] 33 = = 5.5 pies Σ(W ) 6

Σ contenidos 864 = = 26. 18% Σ[(a )(W )] 33

Cara 2 Muestra No.

Ley (L)

Ancho (a)

Intervalo (w)

Contenido (L*a*w)

Ancho*Intervalo [(a)(w)]

4

35

4.0

140

5 6 7 8

41 29 18 24

5.0 5.0 8.0 5.0

1 2 2 2 1

410 290 288 120

4.0 10.0 10.0 16.0 5.0

27.0

8

1248

45.0

Ley promedio =

1248 = 27. 73 % 45

Ancho promedio =

45 = 5. 62 pies 8

Procediendo en forma similar, se obtienen los siguientes resultados: Cara 3

Ley promedio = 34. 97 % Ancho promedio = 5. 00 pies Cara 4

Ley promedio = 27. 07 % Ancho promedio = 5. 75 pies 106


Promedios totales para el bloque Cara No.

Long. (ft)

I II III IV

30.0 40.0 30.0 40.0

S

140.0

Ley prom. (Lp)

Ancho prom. (Ap)

Área (Ap*Long)

Contenidos (Lp)(Área)

28.18 27.73 34.97 27.07

5.50 5.62 5.00 5.75

165.0 224.8 150.0 230.0

4319.7 6233.7 5245.5 6226.1

769.8

22025.0

Resultados finales para el bloque: Ley promedio =

∑ contenidos 22025.0 = 28.61 % = 769.8 ∑ áreas

Ancho promedio =

∑ área 769. 8 = = 5. 50 pies ∑ perímetro 140. 0

Volumen = (l ) (l ) ( ancho promedio) = (30) ( 40) (5. 5) = 6,600 pies 3 1 m 3 = 35. 31 pies 3 Volumen = (6,600 / 35. 31) = 186. 92 m 3

Tonelaje = (V )( δ)(186.92)( 3.8) = 710. 18 toneladas métricas EJEMPLO 2

Durante los trabajos de construcción de una carretera, un bulldozer descubrió un afloramiento mineralizado de alta ley, correspondiente a un depósito de tipo vetiforme. Una sección longitudinal de este afloramiento se muestra en la figura que aparece a continuación, conjuntamente con los resultados del análisis de laboratorio, el ancho de las muestras tomadas y el espaciamiento entre ellas. El mineral comercial resultó ser galena, con un peso específico de 7.6 y el mineral de ganga, sílice con un peso promedio de 2.7. Para evaluar en forma preliminar este depósito, se requiere:

107

CAPÍTULO 2

a)

Calcular la ley promedio en la cara muestreada, asumiendo que el ancho mínimo que podrán tener los rebajes es de 9 pies.

b)

Determinar el factor de tonelaje del depósito, o sea, la cantidad de unidades de volumen por unidad de peso, para este caso: pies3/tonelada. SOLUCIÓN

Como el ancho mínimo del rebaje debe ser de 9 pies y las muestras 1 y 3 sólo tienen 8 pies de potencia, se deben ajustar las leyes del mineral, dado que se tendrá que cortar un pie de material estéril. El ajuste se hace de la siguiente manera:  (ley muestra)  Ley ajustada =   (ancho muestra)  (ancho mínimo) 

Muestra 1 =

Muestra 3 =

(11.2) (8.0) = (1.24) (8.0) = 9.95 % (9.0) (9.3) (8.0) = (1.03)(8.0) = 8.26 % (9.0)

El intervalo de influencia se calcula por promedio aritmético, sumando la semidistancia que existe arriba y abajo de la línea de muestreo.

EJEMPLO

Muestra 3 semidistancia arriba = 9 pies semidistancia abajo = 5 pies intervalo de influencia de la muestra 3 = 14 pies

Con las aclaraciones anteriores, se procede a elaborar la tabla de cálculo de la siguiente manera:

108


a) Cálculo de la ley promedio en la cara expuesta

Muestra No. 1 2 3 4 5 Σ

Ley (%)

Ancho del rebaje (pies)

Ancho veta (pies)

Intervalo influencia (pies)

Área influencia (ancho rebaje × intervalo (pies)2

Contenido (ley) (área)

9.95 8.80 8.26 7.70 12.30

9.0 11.0 9.0 12.0 10.0

8.0 11.0 8.0 12.0 10.0

15.0 13.0 14.0 20.0 21.0

135.0 143.0 126.0 140.0 220.0

1343.25 1258.40 1040.76 1258.00 2706.00

51.0

49.0

83.0

854.0

8073.41

Ley promedio

∑ contenidos

∑ área de influencia

Ancho promedio =

∑

ancho rebaje

No. de muestras

=

8073.41 = 9.45% 854.00

=

51 = 10.20 pies 5

b) Cálculo del factor de tonelaje La galena es un sulfuro de plomo (PbS) y su composición, según el Textbook of Mineralogy de Edward S. Dana, es: Pb = 86.6 %;

S = 13.4 %;

Gr. Sp. = 7.6

Por lo que de acuerdo con esta composición, el depósito tiene: Pb = 9.45 % Galena = 10.91 % S = 1.46 % SiO2 = 89.03 % Total = 100.0 % Para calcular el factor de tonelaje, primero se estimará el factor proporcional de cada material (tomando la gravedad específica de cada elemento, relacionada al peso de un pie cúbico de agua), para que mediante una suma aritmética, se obtenga el factor de tonelaje del depósito.

109

CAPÍTULO 2

Dado que: 1 pie3 de H2O = 62.4 lbs, entonces: (Gr.Sp. del material probado)(62.4) = peso del material en lbs Gr. Sp. del Pb = 11.34 ; (11.34) (62.4) = 707.61 lb/pie3 Gr. Sp. del S = 2.10 ; ( 2.10) (62.4) = 131.04 lb/pie3 Gr. Sp. del SiO2 = 2.70 ; ( 2.70) (62.4) = 168.48 lb/pie3 Ley de Pb

9.45 % = 190.0 lb/ton

Ley de S

1.46 % = 29.26 lb/ton

Ley de SiO2 89.09 % = 1,781.0 lb/ton Factor tonelaje Pb = 190.00/707.61 = 0.2674 pies3/ton Factor tonelaje S = 29.40/131.04 = 0.2223 pies3/ton Factor tonelaje SiO2 = 1780.00/168.40 = 10.5800 pies3/ton Factor de tonelaje para el depósito = 11.0707 pies3/ton lm = 3.28 pies lm3 = (3.28)3 = 35.31 pies3 Q 11.0707/35.31 = 0.3138 m3 /ton

b) Método de bloques geológicos Los factores de control en la aplicabilidad de este método son muchos y muy variados, dependiendo de las consideraciones bajo las cuales se subdivida el cuerpo, sin descartar la posibilidad de que éste por sí solo pueda constituir un bloque unitario. Los lados del bloque pueden coincidir con los límites naturales del depósito, o bien, éstos pueden ser delineados con base en factores geológicos, deformaciones estructurales, variaciones de espesor y ley, adaptabilidad a ciertos métodos de minado, requerimientos de beneficio y proceso, disponibilidad de mineral a profundidad, etc. (figura 2.12).

110


FIGURA 2.12 Método de bloques geológicos (pesos y áreas de influencia) Tomado de Popoff, C. Constantine, 1967

Los factores se determinan a partir de datos de exploración, o bien éstos pueden ser adaptados de resultados de muestreo promedio de producción o de datos provenientes de otras partes del depósito. La interpretación de estos datos se puede hacer por las reglas de "cambios graduales", "del punto más cercano" o por generalización. Los parámetros de cada bloque son determinados por el procedimiento descrito para el método de analogía. La ley promedio para cada bloque podrá calcularse por promedios aritméticos, promedios de pesos de influencia o por análisis estadístico. Las reservas de cada bloque se calculan como el promedio del área por los factores promedio y las reservas totales estarán constituidas por la suma de todos los bloques individuales.

Ventajas y desventajas En términos generales, ambos métodos de analogía son relativamente simples, flexibles y de fácil adaptación a diversos tipos de depósitos; sin embargo, requieren de entrenamiento y experiencia. La determinación de los factores puede hacerse mediante un mínimo de cálculos

111

CAPÍTULO 2

simples, prescindiendo del empleo de mapas y planos de detalle. El proceso de cálculo puede efectuarse para bloques individuales, niveles, segmentos o para el cuerpo entero, empleando fórmulas poco complejas, por lo que debido a la continua extracción o exploración, podrán realizarse fácilmente cambios significativos en las reservas de la mina, por medio de la adición o substracción de las áreas respectivas o bien obteniendo áreas nuevas o corregidas. La exactitud del método depende del tipo de depósito, número de bloques y densidad de las observaciones. En cuerpos uniformes, donde hay un número suficiente de datos, el error de estimación cometido resulta mínimo, siendo éste substancialmente mayor en cuerpos erráticos con poco echado y con valores distribuidos en forma no uniforme.

2.4.10.2 Secciones transversales

El primer paso en la aplicación del método de secciones transversales consiste en dividir el cuerpo entero en bloques, por medio de la elaboración de secciones geológicas transversales ubicadas a intervalos que dependerán de la naturaleza del depósito, de la cantidad y localización de los datos de exploración y de los propósitos del cálculo. Dependiendo de la forma de dividir los bloques, existen tres variantes del método: a) Método estándar Basado en la regla del cambio gradual, cada bloque quedará confinado en medio de dos secciones con superficies laterales irregulares y los bloques exteriores o finales por una sola sección también con caras laterales irregulares. Dichas secciones pueden ser paralelas, no paralelas, verticales, horizontales o inclinadas (figura 2.13a). b) Método lineal También basado en la regla del cambio gradual, este método varía con respecto al anterior en que cada bloque estará definido por una sección completa y por la mitad de la distancia de las secciones adyacentes (figura 2.13b).

112


FIGURA 2.13 Métodos de secciones transversales (Popoff, C. Constantine. 1967)

c) Método de isolíneas Isolíneas, por definición, son aquellas líneas curvas que en un plano o mapa unen todos los puntos de igual valor unitario. Se emplean para ilustrar gráficamente las propiedades físicas y químicas o aquellos procesos o fenómenos que puedan ser expresados por valores unitarios (ejemplo: planos topográficos). El método se basa en la suposición de que los valores unitarios de las variables varían continua e ininterrumpidamente de un punto a otro, de acuerdo con el principio de cambios graduales. Para formar las isolíneas, los valores intermedios se determinan por interpolación entre puntos de valor conocido. Como resultado de ello, algunas propiedades de los cuerpos minerales pueden ser presentadas gráficamente en un plano o sección, por medio de un sistema de isolíneas o isovalores.

113

CAPÍTULO 2

Casos comunes del empleo de este método se presentan en cálculos de promedios de espesor, ley promedio y valor promedio de un depósito, realizados a partir de planos adecuados de isolíneas. Los nombres técnicos que específicamente reciben estas aproximaciones son: isópacas (anchos), isóbaras (presiones), isotermales (temperaturas), isógradas (leyes), etc. El método de isolíneas está difundido muy ampliamente en trabajos de ilustración y análisis de las propiedades físicas y químicas de depósitos longitudinales bien definidos con anchos razonablemente uniformes y leyes con cambios graduales, tal y como resulta el caso de mantos, depósitos de placer, depósitos de stock, etc. Resulta impráctico en cuerpos estructuralmente fracturados, en cuerpos de pequeñas dimensiones, en depósitos de minerales mixtos o complejos y en depósitos muy irregulares. También es de suma utilidad en la proyección e interpretación de fotografías aéreas, donde pueden ser calculados los volúmenes de material removido en un área de minado a cielo abierto, por ejemplo (figura 2.14).

Ventajas y desventajas La mayor ventaja del método de isolíneas, es su descriptividad. Un plano de isópacas proporciona una configuración idealizada del depósito; uno de isógradas mostrará la distribución de mineral rico y de mineral pobre y un plano de reservas ilustrará la distribución del mineral y sus constituyentes con valor comercial. El método, aunque en general es simple, requiere de un número suficiente de observaciones así como de una adecuada densidad y distribución de éstas, con objeto de poder dibujar con toda precisión las isolíneas.

2.4.10.3 Métodos analíticos

Los métodos analíticos empleados en los cálculos de reservas de mineral se encuentran subdivididos en dos grupos: método de triángulos y método de polígonos. Para fines prácticos, se puede considerar como uno solo, debido a que las dificultades encontradas en uno de ellos (el de triángulos) derivaron en el desarrollo del otro (el de polígonos).

114


a)

b)

c) a) Sección transversal a lo largo de línea 10 b) Plano isópaco del cuerpo mineral en la línea 10 c) Sección transversal construida en base a (b)

FIGURA 2.14 Método de isolíneas (Popoff, C. Constantine. 1967)

a) Método de triángulos

115

CAPÍTULO 2

El método se fundamenta en el principio del cambio gradual, usando como datos básicos la información de campo arrojada por los trabajos de barrenación. Debido a esto, el primer paso en la aplicación del sistema será la elaboración de un mapa que muestre en planta (o sección longitudinal) el depósito, en el cual se deberá señalar con toda claridad el lugar exacto de todos y cada uno de los trabajos exploratorios y el área total de la zona en estudio. Realizado lo anterior, se procederá a dividir geométricamente la zona en una serie de triángulos que se formarán mediante el trazado de líneas rectas que unirán los vértices de cada triángulo, representado por cada uno de los barrenos adyacentes y más cercanos entre sí. Cada triángulo así formado representará una proyección horizontal o lo que es lo mismo, la base de un prisma imaginario con lados T1, T2, T3 iguales a los espesores del cuerpo mineral. Para llegar a obtener un cálculo confiable, se divide el depósito en el mayor número posible de triángulos (siempre y cuando la información disponible lo permita), evitando el cruce de líneas y procurando, hasta donde sea posible, obtener triángulos equiláteros (que serán los triángulos ideales), aunque la práctica más común es escoger la diagonal más corta durante la construcción de la retícula, lo que en la mayoría de los casos hace poco probable la formación de triángulos con lados iguales (figura 2.15). La asignación de pesos de igual influencia a cada uno de los barrenos que forman el triángulo es parte de la metodología, aunque prácticamente esto sólo sea correcto cuando se tiene formado un triángulo equilátero, por lo que en algunos casos, es común asignar estos pesos de influencia en función del ancho de cada barreno, de los ángulos formados o de la longitud de los lados, según se presenten las circunstancias, evitando mezclar estas asignaciones, es decir, estos pesos deberán ser asignados por igual en todas las muestras. Aplicabilidad El método de triángulos resulta particularmente aplicable a grandes depósitos sedimentarios o diseminados, debido a que el cambio uniforme y gradual de las variables resulta fundamental en el éxito del sistema y son en este tipo de depósitos, donde se dan las condiciones adecuadas, además de que los barrenos de exploración (los cuales representan la fuente más importante de información), pueden ser espaciados regularmente en retículas de dimensiones específicas.

116


FIGURA 2.15 Método de triángulos (Popoff, C. Constantine. 1967)

Ventajas y desventajas En comparación con otros métodos, el triangular requiere de la formación de un gran número de bloques, lo que se traduce en el consumo de grandes cantidades de tiempo y mayor número de cálculos, con lo que aumenta la posibilidad de cometer errores. El método resulta inexacto cuando el número de variables disminuye del centro hacia los límites exteriores del cuerpo, por lo que se dificulta tomar en cuenta consideraciones de tipo geológico o minero. Además, el error relativo que se comete al aplicar el método depende en gran parte de las fórmulas aplicadas y del número de bloques en que se tenga dividida la zona mineralizada. Muchos de estos problemas, aunados a la diversidad de criterios aplicados por diferentes personas y autores, dieron como resultado el desarrollo de otro método derivado del de triángulos: el

117

CAPÍTULO 2

dieron como resultado el desarrollo de otro método derivado del de triángulos: el poligonal, el cual se explicará más adelante. Una gran ventaja de los métodos analíticos es su relativa facilidad de cálculo numérico, con instrumentos tan sencillos como una sumadora o una calculadora de bolsillo, en manos de personal bien entrenado. b) Método de polígonos El método de polígonos, también conocido como prismas poligonales, esferas de igual influencia, áreas de igual influencia o áreas de puntos más cercanos, está basado en el concepto de que todas las variables determinadas para un cierto punto en un cuerpo mineral se extienden hasta la mitad de la distancia de los puntos adyacentes que lo rodean (principio de la semidistancia), formando así un área de influencia. Al igual que en el método de triángulos, se dispondrá de una proyección horizontal (planta) del área, donde se vaciarán todos los datos disponibles, para que a continuación se prosiga con la construcción de los polígonos. Estos se formarán, extendiendo la esfera de influencia de un barreno hasta la semidistancia del barreno adyacente, tomando como base una retícula triangular trazada como si se fuera a emplear el método anteriormente descrito. El área de influencia entre barrenos se puede definir de dos formas: 1.

Por medio del trazo de bisectrices perpendiculares a las líneas de unión entre dos barrenos en su punto medio (figura 2.16a).

2.

Por medio de bisectrices angulares trazadas a partir de los ángulos formados por la retícula de los triángulos base (figura 2.16b).

La primera técnica es reconocida como la más adecuada, confiable, efectiva y segura. En resumen, la cronología para la aplicación del método de polígonos es la siguiente: 1.

Elaboración de planos y vaciado de datos.

2. Construcción de los polígonos a partir de una base triangular, siguiendo un ordenamiento definido (por ejemplo, en el sentido de las manecillas del reloj). 3. Cálculo de las reservas de cada área o bloque, asumiendo que cada una de ellas estará afectada proporcionalmente por los datos de ley, densidad y magnitud del barreno conocido alrededor del cual se formó el área de influencia.

118


4.

Agrupamiento de bloques con relación a leyes, anchos, confiabilidad, etc., para poder sumarizar las reservas de acuerdo con su categoría, en: positivas, probables o posibles.

En casos especiales donde los puntos de información están muy distantes entre sí o donde la continuidad de su confiabilidad sea dudosa, se podrán construir áreas de influencia alrededor de cada punto conocido mediante el uso de un "círculo de influencia", cuyo diámetro estará dado en función de la naturaleza del depósito y de la distancia y distribución de valores que se considere "confiable", en cuyo caso, los bloques tendrán forma cilíndrica en lugar de un prisma poligonal.

Aplicabilidad El método de polígonos es de particular utilidad en la cuantificación de cuerpos tabulares, depósitos diseminados y grandes cuerpos lenticulares. Al igual que los métodos anteriores, a mayor número de bloques formados y datos obtenidos con mejor distribución mayor será la confiabilidad y exactitud de las estimaciones. La aplicación del método de polígonos no es recomendable en la evaluación de cuerpos donde no se pueda presumir de la existencia de una continuidad razonable de las variables entre puntos conocidos o cuando existan zonas estériles entreveradas con las zonas mineralizadas (caballos de tepetate).

Ventajas y Desventajas Una gran ventaja de este método consiste en que no hay necesidad de recalcular todas las áreas, cuando por motivo de la anexión de nuevos datos de exploración se tiene que modificar el área en estudio. Lo anterior se debe a que cada bloque o polígono se calcula en forma independiente sin influencia de los bloques adyacentes, considerando como constantes algunas variables, tales como ancho, ley, etc., en toda la extensión del bloque. Cuando los proyectos de exploración siguen patrones de espaciamiento en forma regular, la metodología de cálculo se simplifica grandemente, ocurre todo lo contrario cuando los patrones son irregulares. Esto se debe fundamentalmente a que se pueden dar casos de diferencias notables en la asignación de los pesos de influencia en ciertos bloques con la consecuente falla de cálculo o alteración en los resultados finales.

119

CAPÍTULO 2

FIGURA 2.16 Método de polígonos (Popof, C. Constantine. 1967)

2.4.11 Métodos estadísticos

Generalidades La teoría estadística aplicada a la evaluación de yacimientos minerales empezó a formar parte integral de esta metodología a mediados de la década de los años 50, gracias a las investigaciones realizadas en Sudáfrica por H.S. Sichel y D.F. Krige; y en los Estados Unidos de Norteamérica por G.S. Koch, R,F. Link, R.F. Hewlett y S.W. Hazen, entre otros. A partir de esta época y con la aparición de las computadoras, el desarrollo de la teoría estadística ha jugado un papel preponderante en las nuevas técnicas de evaluación, permitiendo el

120


manejo de grandes volúmenes de datos que pueden ser procesados en tiempos asombrosamente reducidos, con la consecuente relativa facilidad de manipulación e interpretación. Principio de trabajo Al igual que todos los métodos convencionales descritos con anterioridad, las etapas preliminares para la aplicación de los métodos estadísticos comprenden, en general, la evaluación geológica del yacimiento, exploración, muestreo, determinación morfológica (puntualizando sus límites y fronteras), evaluación de los datos de exploración y selección del método de cálculo más adecuado. Es en estos dos últimos puntos donde se puede afirmar que realmente estriban las diferencias fundamentales entre los métodos convencionales y los métodos estadísticos. Con los datos recopilados en las dos primeras etapas se procederá a construir un diagrama donde quedarán asentadas las frecuencias relativas de la ocurrencia de valores de las muestras en diferentes intervalos de concentración, sin considerar la localización de ellos. A este diagrama se le conoce con el nombre de "histograma". Con la información proporcionada por el histograma se podrá conocer el tipo de distribución que siguen los valores, considerando a éstos, como normal, binomial, poisson, etc., de acuerdo con el tipo de curva estadística que describen. Conociendo la distribución que siguen los valores, se podrán determinar los parámetros estadísticos tales como el rango, la media, la varianza y la desviación estándar de la totalidad de los datos o "población" disponible. También a partir del histograma y de acuerdo con el tipo de distribución que sigan los valores, se podrán llegar a establecer los intervalos o límites de confianza, los cuales ponderan el porcentaje de certeza con el que un determinado valor puede quedar localizado a una cierta desviación estándar, con respecto a ambos lados de la media. Realizadas las operaciones anteriores, se estará en disponibilidad de obtener el llamado "modelo teórico", el cual describirá en forma particular el yacimiento en estudio.

Aplicabilidad La aplicación del método estadístico se ha practicado con éxito en muchos y muy distintos depósitos alrededor del mundo, los cuales van desde vetas auríferas angostas y chimeneas diamantíferas en Sudáfrica y depósitos de placer en Malasia, hasta grandes mantos fosfóricos, depósitos porfiríticos de cobre y vetas de minerales mixtos (Au, Ag, Cu, Pb, Zn.) en México, Estados Unidos de Norteamérica, Sudamérica y Europa.

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CAPÍTULO 2

Ventajas Dentro de las grandes ventajas del empleo de estas técnicas, destaca el concepto de confiabilidad de las estimaciones mediante el uso de límites de confianza. Con esto es posible establecer de antemano el límite de confiabilidad que se desee dar al cálculo y de acuerdo con ello, elaborar o modificar los proyectos de exploración de tal forma que se ajusten a límites preestablecidos. Otra ventaja es que pueden ser aplicados aun cuando la información disponible no sea abundante, permitiendo la "creación" de datos simulados que deberán cumplir con los mismos parámetros estadísticos del histograma, obtenidos con base en la "población disponible". Desventajas Debido al gran volumen de información que debe ser manipulada, se hace necesario el empleo de computadoras o contar con las facilidades necesarias para tener acceso a ellas por medio de terminales y periféricos. También requiere de la participación de personal altamente calificado, tanto para el manejo del equipo electrónico como para la aplicación del método e interpretación de resultados.

2.4.12 Métodos geoestadísticos

Generalidades La estimación de reservas por métodos geoestadísticos es una técnica relativamente nueva, desarrollada al inicio de la década de los años 60 por el profesor Georges Matheron y sus más cercanos colaboradores del Centro de Morfología Matemática en Fontainebleau, Francia. La fundamentación matemática del método se apoya en la aplicación de la teoría de las variables regionalizadas al estudio de yacimientos minerales, la cual no sólo está relacionada con la magnitud de las variables, si no que también con su posición en el espacio; de este concepto se deriva el término de "regionalización". El sistema se asemeja un poco al método estadístico clásico; sin embargo, existe una diferencia fundamental entre ambas técnicas: en el método estadístico se infiere que las muestras tomadas en una población desconocida, son siempre aleatorias, asumiéndose además que son independientes entre sí, por lo que si se toma una muestra, esta no proporciona información alguna sobre la siguiente.

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Dado que las condiciones descritas arriba raramente son satisfechas cuando se toman muestras provenientes de barrenos de exploración, el método geoestadístico no exige que las muestras sean independientes, por el contrario, la geoestadística asume que las muestras adyacentes están correlacionadas entre sí espacialmente (en el espacio). También asume que esa correlación puede ser analítica y estadísticamente capturada dentro de una función llamada variograma. La geoestadística, por tanto, posee un atractivo muy especial tanto para geólogos como para ingenieros mineros, no solo debido a la evidente ventaja que representa la correlación espacial existente entre muestras adyacentes, si no que se debe fundamentalmente a que esta relación puede ser medida en términos cualitativos. Abundando un poco más en los objetivos fundamentales de la geoestadística, se puede establecer que dentro de los alcances del método se obtiene lo siguiente: 1. Estimación más confiable de los valores minerales contenidos en bloques independientes o la estimación del valor del depósito entero. 2. Conocimiento sobre los errores de cálculo con los que son efectuadas las estimaciones. De la misma manera, se puede puntualizar que una variable regionalizada queda definida tanto por su magnitud como por su localización, continuidad y orientación, incluyendo la relación respecto a valores adyacentes y zonas de influencia. De lo anterior se deriva que la posición de una determinada especie mineral dentro de un depósito, puede ser tan importante como su propio valor comercial; por ejemplo, si un valor muy alto es localizado dentro de una zona de valores altos o intermedios, puede tener una importancia relevante desde el punto de vista económico; mientras que otro valor ubicado en una zona de persistentemente baja ley, pudiera ser un fenómeno carente de interés. Consecuentemente, si un volumen mineralizado es muestreado en un punto "x" localizado dentro del área estudiada, el ensaye de ese valor en este punto, será f(x); es decir, el valor ensayado representa una variable regionalizada que estará dada en función de su distancia o posición "x". Sería erróneo referirse a la geoestadística simplemente como un método de estimación de reservas, cuando realmente la geoestadística conforma un grupo de "herramientas" muy útiles. Dichas herramientas son: 1. 2.

El variograma (o semivariograma para algunos autores). La varianza de estimación.

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CAPÍTULO 2

3.

El krigeage.

El variograma El variograma es una función matemática que se usa para describir la correlación espacial entre leyes (o cualquier otra variable de mineralización) dentro de un depósito mineral. El procedimiento analítico toma las diferencias entre pares de valores separados por una distancia "h", los cuales son elevados al cuadrado y sumarizados. La suma de estas diferencias elevadas al cuadrado se divide entre dos veces el número total de pares determinados, lo cual queda expresado matemáticamente en los siguientes términos:

δ (h) =

1 2n

n

∑ i =1

[Z( X i ) − Z( X i + h )2]

donde Z (Xi) Z (Xi+h) n

valor de la variable en la posición Xi valor de la variable en la posición Xi+h número de pares cuyas diferencias han sido elevadas al cuadrado y sumarizadas

En términos muy simplificados, se puede afirmar que el variograma "mide" los grados de similitud entre dos muestras tomadas a diferentes distancias, valores que pueden ser graficados en una curva que representará el grado de continuidad de los valores de las variables. A medida que la curva del variograma crece, indica el grado de disminución en la influencia de una muestra sobre su vecina más cercana. Mediante el análisis de los rasgos del variograma (o semivariograma), también se pueden obtener algunos caracteres estructurales del yacimiento. Por ejemplo, si las muestras sobrepasan una cierta distancia conocida como rango de correlación, alcance, o simplemente rango, dichas muestras ya no presentarán prácticamente ninguna correlación con la muestra vecina. Este fenómeno puede ser observado en la curva del variograma, donde la porción horizontal de ella, llamada sill o meseta, representa la varianza máxima entre muestras (figura 2.17). Para el cálculo de reservas locales por medio de krigeage, así como para estimaciones globales, es necesario que los variogramas estén expresados en una forma matemática que sea representativa del depósito entero o de los bloques en investigación. Para ello, varios investigadores han desarrollado diversos modelos matemáticos, algunos de los cuales presentan sill o

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meseta y otros no lo presentan. Los modelos de variogramas más comunes se ilustran en la figura 2.18. Hasta este punto y en una forma muy general, se puede señalar que el procedimiento para realizar una estimación geoestadística de reservas minerales se puede dividir en dos partes: la primera consiste en efectuar la investigación y modelaje de la estructura física y estadística del cuerpo mineral, en el cual se hará la estimación (los conceptos de continuidad y estructura del depósito estarán englobados en semivariogramas elaborados durante esta primera etapa). La segunda parte del procedimiento es la estimación del proceso mismo de krigeage (el cual dependerá completamente de los variogramas elaborados durante la primera fase del estudio).

FIGURA 2.17 El variograma y sus componentes

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CAPÍTULO 2

(A) Con meseta o sill (B) y (C) Sin meseta o sill

FIGURA 2.18 Diferentes modelos de semivariogramas

La varianza de estimación Después de que se ha obtenido el modelo con el cual se proseguirá la evaluación del depósito, se procederá con el cálculo de la varianza de estimación, la cual proporcionará la magnitud de los posibles errores efectuados durante el cálculo. De esta manera, la varianza de estimación viene a constituir la diferencia entre el valor aproximado y el valor exacto del estimador "*" (el asterisco se usa para denotar la diferencia entre valores derivados del modelo teórico).

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El krigeage Como ya se mencionó, el krigeage es una de las herramientas básicas de la geoestadística que sirve para estimar las leyes de un bloque mineral (o de todo el depósito) como una combinación lineal de las muestras disponibles, obteniéndose así el promedio pesado de todos los datos, ya sea que éstos hayan sido tomados dentro del bloque o en su periferia. Los estimadores geoestadísticos son tratados como variables aleatorias, las cuales poseen una cierta función probabilística de densidad (ejemplo: función normal de densidad). Una vez que un estimador es usado para calcular un valor en particular, este valor será llamado "estimador", por lo que a partir de ese momento dejará de ser variable aleatoria. Debido a lo anterior y dado que pueden existir muchos posibles estimadores de una variable aleatoria, los atributos de cada estimador pueden ser comparados con objeto de escoger el mejor de ellos para el problema que se esté manejando. Los atributos más comúnmente deseados en un estimador son que sea imparcial y que produzca una mínima varianza de estimación. El krigeage se realiza asignando factores de peso a los datos disponibles y, dependiendo de la geometría de las muestras, de la magnitud de los parámetros geoestadísticos del depósito y del tamaño de los bloques, se obtiene un estimador óptimo que determine el conjunto de pesos que produzcan la mínima varianza en la estimación. Los pesos ponderados que se emplean en el krigeage se obtienen mediante la solución de sistemas de ecuaciones simultáneas, las cuales para ser planteadas necesitan del cálculo de la interrelación que guardan todos los pares de muestras utilizados, empleando para ello, la expresión matemática del variograma. En una forma muy generalizada y atendiendo estrictamente al desarrollo matemático, se puede afirmar que el proceso de krigeage consiste exclusivamente de la solución de un sistema de ecuaciones lineales; pero la dificultad del método no radica en este planteamiento matemático, sino en la correcta selección del modelo geoestadístico que correlacione adecuadamente las variables del área sujeta a investigación. La selección correcta de dicho modelo conducirá a la definición de los mencionados parámetros que intervendrán directamente en las ecuaciones de krigeage. Además, el krigeage no solo proporcionará el mejor estimador lineal, sino que también ayudará a evitar los errores sistemáticos en que se puede incurrir durante la evaluación, en cuanto a subestimación o sobrevaloración. Conociendo la varianza y la desviación estándar del krigeage, se podrán calcular los límites de confianza de las estimaciones, en forma semejante a la empleada en los métodos estadísticos.

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CAPÍTULO 2

Aplicabilidad Debido a su calidad de "nuevo método", el uso de la geoestadística ha sido muy limitado los primeros estudios se efectuaron en forma experimental en los países donde se empezaron a desarrollar estas técnicas. Recientemente y después de haber probado su utilidad, el sistema ha encontrado aplicaciones en diversos tipos de yacimientos, tales como depósitos de hierro y carbón en Francia; de fosfatos y oro en Sudáfrica; de cobre diseminado en México, Chile y Estados Unidos; en vetas cobrizas de Canadá; en vetas de estaño de Inglaterra y en una gama muy diversa de yacimientos alrededor del mundo. Las limitaciones en el uso de la geoestadística, fundamentalmente, obedecen a factores de tipo económico y tecnológico, ya que su empleo requiere tanto de equipo sofisticado de cálculo como de personal capacitado para el buen empleo del sistema, factores que a medida que pasa el tiempo se espera que se superen.

Ventajas y desventajas Las ventajas que ofrecen los métodos geoestadísticos son muchas y muy variadas. Entre las más notables se pueden señalar las siguientes: 1. 2. 3. 4. 5. 6.

Es un método imparcial y uniforme en su aplicación. Optimiza la información disponible. Los errores de cálculo son minimizados (subestimación o sobrevaloración). Se apoya en bases 100 % científicas. Se puede conocer la exactitud del cálculo (krigeage). Proporciona bases para los proyectos de exploración.

Opuestamente, también posee las siguientes desventajas: 1. 2. 3. 4.

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Para su aplicación, necesita del uso de equipo electrónico muy sofisticado. Requiere de información abundante y sistemática. Requiere personal altamente capacitado, con conocimientos especiales sobre el método y su teoría. Los datos de alimentación para el procesamiento, deben ser cuidadosamente preparados.


2.4.13 Comparación de ventajas y desventajas de los métodos convencionales contra los métodos geoestadísticos

Métodos convencionales a) Ventajas −

No requiere entrenamiento especializado del personal encargado de los estudios de evaluación.

−

No requiere de equipo complejo para la realización de las operaciones de cálculo.

−

Puede ser aplicado aun cuando el volumen de datos sea limitado.

−

El procesamiento de la información no requiere de formato o de preparación especial.

−

La inversión inicial es mínima.

−

La metodología de cálculo puede ser supervisada de una manera fácil y objetiva.

−

No requiere de planos o mapas de detalle, altamente elaborados.

−

Se pueden hacer estimaciones individuales para cada bloque o zona de interés.

b) Desventajas − Sujeto al criterio o política que siga la empresa para la evaluación de sus reservas. − Sujeto a la posibilidad del error humano tanto en la metodología de cálculo como en la interpretación de resultados. − Dificultades de actualización cuando se producen cambios bruscos en las cotizaciones mundiales del mercado de los metales, en los costos de producción, etc. − Son métodos que consumen grandes cantidades de horas/hombre durante los cálculos. − Nunca se conoce la certidumbre del cálculo.

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CAPÍTULO 2

− No se tiene una noción cuantitativa del error de cálculo. − La supervisión del cálculo debe estar a cargo de una persona con amplia experiencia y criterio con el objeto de evitar, hasta donde sea posible, obtener resultados erróneos, producto de fallas humanas o de la inexperiencia.

Métodos geoestadísticos a) Ventajas − Método imparcial y uniforme en su aplicación. − Optimiza la información disponible. − Minimiza las posibilidades de error. − Actualiza fácil y rápidamente las condiciones de cálculo imperantes. − Se apoya en bases 100 % científicas. − Se conoce la exactitud del cálculo. − Proporciona bases para los proyectos de exploración y muestreo, haciendo posible la investigación de ellos aun antes de que se produzcan.

b) Desventajas − Requiere de equipos electrónicos sofisticados y caros. − Requiere de personal calificado con conocimientos sobre la teoría del método. − Inversión inicial cuantiosa, dependiendo de la cantidad de datos por procesar. − La metodología de cálculo es difícil y no puede realizarla cualquier persona. − Los errores de cálculo son difícilmente detectables.

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− Cuando se requiere la aplicación del método por primera vez se necesita la asesoría de una persona calificada y con experiencia. − La información debe ser abundante y sistemática. − Los datos de alimentación a las computadoras requieren de una cuidadosa preparación en formatos especiales. − La información deberá ser revisada y uniformizada bajo un mismo criterio.

2.4.14 Conclusiones

Resulta notable la diferencia entre ambos sistemas de estimación de reservas minerales, sin embargo y a pesar de los grandes adelantos tecnológicos, existen ventajas en los métodos convencionales que no pueden ser descartados ni aun con el uso de las computadoras. En países o en compañías de recursos económicos limitados, los métodos convencionales siguen siendo de gran utilidad, aun con todas sus "desventajas". Por otra parte, no se puede negar el gran paso que ha dado la industria con la introducción de los métodos computarizados en la estimación de sus recursos minerales, los cuales han probado su versatilidad y enorme utilidad en el manejo de grandes volúmenes de información, los que ni con mucho podrán ser manejados con los sistemas y elementos manuales que emplean los métodos convencionales. Las grandes ventajas que proporcionan los métodos geoestadísticos son realmente dignos de consideración, pero los costos que éstos representan definitivamente están fuera del alcance económico de muchas compañías pequeñas y medianas como las que abundan en México. Seguramente el sueño dorado de esas compañías sería el de también usar esta tecnología puesta al servicio de la industria minera y quizá lo logren en un futuro no muy lejano, a medida que la geoestadística se popularice y disminuya los costos. En resumen, los métodos convencionales se deberán seguir empleando, ya que de momento no se vislumbra la posibilidad de que estén condenados a la desaparición. En cuanto a los geoestadísticos, siguen creciendo y desarrollándose, motivo por el cual, toda la industria deberá tomar parte activa, permitiendo y propiciando la capacitación de su personal en la moderna tecnología.

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CAPÍTULO 2

Hoy en día el desarrollo de programas de cómputo (software) para el modelaje geológico y el diseño de operaciones mineras subterráneas y superficiales, ha hecho que la geoestadística forme parte fundamental de dichos programas, sin los cuales el diseño de minas asisistido por computadora sería muy difícil.

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CAPÍTULO 3

AIRE COMPRIMIDO, COMPRESORES Y REDES DE DISTRIBUCIÓN

3.1 Datos históricos sobre el aire comprimido Muchos de los principios de la tecnología moderna ya eran utilizados por el hombre primitivo; por ejemplo, la primera aplicación del aire comprimido consistió en el soplado de las cenizas para reavivar el fuego. El aire empleado en la operación anterior era "comprimido" en los pulmones del individuo, por lo que se les considera como el más elemental de los compresores naturales. Produce cierta impresión conocer la capacidad y rendimiento de este "compresor", ya que los pulmones humanos son capaces de procesar hasta 100 litros de aire por minuto ó 6 metros cúbicos por hora, ejerciendo una presión de 0.02-0.08 bar. En un estado normal de salud, este compresor humano posee una seguridad insuperable y los costos de operación resultan prácticamente nulos. Se podría preguntar cuál hubiera sido el desarrollo cultural de la humanidad si los pulmones del hombre no hubieran sido capaces de poder avivar el fuego. El compresor natural de tipo pulmonar cayó en la obsolescencia cuando el hombre comenzó a emplear y a fundir los metales (aproximadamente 3000 años antes de Cristo), como oro, cobre, estaño y plomo en su forma nativa y más adelante, reduciendo sus óxidos, los cuales constituían las materias primas en bruto para la realización de los primeros trabajos de metalurgia, representados por los objetos metálicos que elaboró. Para alcanzar las temperaturas necesarias, superiores a los 1000oC, se requería de un compresor más potente, el cual también lo suministraba la naturaleza en el viento que se comprimía contra una colina y ascendía por sus laderas. Los orfebres egipcios y sumerios inventaron un método más conveniente y seguro para la producción del aire comprimido que necesitaban para fundir los metales nobles: empleaban un tubo-soplete, al igual que lo hacen hoy en día sus colegas artesanos del vidrio soplado. Este soplete satisfacía sus necesidades, pero naturalmente resultaba insuficiente si se requería fundir un volumen muy grande de metal.

CAPÍTULO 3

El primer compresor mecánico, el fuelle manual, fue inventado hasta la segunda mitad del tercer milenio y el fuelle de pie se comenzó a emplear hasta 1500 años a. de C. Sucedía esto cuando la aleación de cobre y estaño para obtener bronce, se había convertido en un proceso estable de producción, tal y como quedó ilustrado en una tumba egipcia de aproximadamente ese período. Este hecho marca el nacimiento del aire comprimido de tipo industrial. Los fuelles accionados con el pie o por medio de una rueda de molino se emplearon durante los siguientes dos mil años, hasta 1762, en que comenzaron a ser reemplazados por el cilindro soplante inventado por John Smeaton, el cual era accionado, al igual que sus predecesores, por una rueda de molino. En virtud de que la capacidad de los hornos de fundición continuó aumentando, los fuelles convencionales empezaron a resultar inadecuados y el cilindro de Smeaton, aunque de construcción tosca y robusta, fue una solución en su momento. No fue si no hasta que John Wilkinson inventó un taladro para la fabricación de cañones capaz de tornear el interior de los cilindros con un maquinado de precisión, que fue posible la fabricación de máquinas soplantes y equipos de vapor. La primera máquina soplante de la historia que salió de las manos de Wilkinson se instaló en su factoría de Wilby en Shopshire, Inglaterra en 1776, con lo que el aparato se convirtió en el primer prototipo de los compresores mecánicos. Esta máquina era capaz de producir una corriente de aire con una presión de aproximadamente un 1 bar, con lo que elevaba la temperatura de compresión hasta el límite tolerado por las articulaciones de cuero utilizadas para controlar las válvulas de madera que posteriormente fueron manufacturadas con acero. Los fuelles y las primeras máquinas soplantes, así como los compresores que surgieron después, se empleaban fundamentalmente para suministrar una corriente de aire de combustión a los hornos de fusión, así como también para proporcionar una ventilación adecuada en las obras de las minas subterráneas. Esta ventilación se hacía necesaria debido a que el proceso de fracturación de minerales se realizaba por decrepitación, es decir, se calentaba con fuego las paredes de las obras mineras, para después producir un choque térmico mediante el enfriamiento brusco con agua, consiguiendo el fracturamiento de la roca. En otras palabras, el empleo del aire comprimido estuvo limitado a lo largo de varios milenios a la extracción y fusión de metales, aunque las bombas de vacío y los compresores ya eran empleados en el siglo XVII por los alquimistas en sus experimentos, siguiendo el ejemplo de los antiguos pioneros griegos, tales como Ctesibio y Herón. Para determinar cuándo fue empleado por vez primera el potencial de trabajo del aire comprimido es necesario remontarse miles de años atrás, hasta el día en que el primer cazador em-

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pleó una cerbatana y un dardo para abatir una pieza. Resulta casi increíble la precisión y el variado empleo que el hombre primitivo pudo obtener de tal instrumento. El empleo del aire comprimido como medio de transmisión de energía comenzó a estudiarse hacia el año 1800 aproximadamente, cuando se comprobó que el vapor, debido a su rápido enfriamiento y condensación, sólo podía ser empleado en distancias muy cortas. La siderurgia se había desarrollado a tal grado, que existía la necesidad urgente de complementar con energía hidráulica las plantas de producción de vapor ya instaladas. Un cambio en tal sentido se efectuó en Gales en 1820, donde no se podía utilizar una cascada en un valle estrecho porque el lugar no permitía a su vez, la construcción de una factoría de laminación. Ante este hecho, la citada factoría se tuvo que levantar a un kilómetro de la cascada, instalando en ésta unas paletas que accionaban los compresores, desde los cuales el aire comprimido se dirigía por medio de una tubería hasta la fábrica para accionar los motores neumáticos instalados. En teoría todo era perfecto, pero el sistema no funcionaba. Los compresores trabajaban de acuerdo con lo esperado, pero no así los motores neumáticos de la factoría. En la inauguración, a la que habían sido invitados los ingenieros más renombrados de Inglaterra, se dijo que el proyecto estaba condenado al fracaso debido a que era contrario a las leyes de la naturaleza. Se formó un comité que debía estudiar el problema y al fin se encontró la causa del fracaso: la red de distribución que se usó para la conducción del aire había sido fabricada con tubos de arcilla vitrificada que, cuando se emplearon para llevar agua demostraron ser herméticos; sin embargo, no resultaron así para el transporte del aire, dado que se producían numerosas fugas. Como el caso anterior existen muchos ejemplos de fracasos en los primeros tiempos, los cuales pueden parecer simples para las nuevas generaciones, sin embargo se ha sacado provecho de tales errores y experiencias, aunque realmente no representan cosas del pasado ya que cualquier intento por crear algo verdaderamente novedoso puede producir el olvido o la omisión de algún factor fundamental. Se sabe que ya desde la prehistoria, el hombre ha tenido la necesidad de utilizar las rocas para cubrir muchos y muy diversos requerimientos. La demanda de piedras para su utilización como herramientas rudimentarias inició el arte de la minería desde hace más de 15,000 años, en el que predominó el fuego como el método de minado más importante durante poco más de 4,700 años, es decir, desde el año 3,000 a. de C. La pólvora negra se comenzó a utilizar en Europa durante el siglo XVII y la nitroglicerina apareció hasta 1870. La idea de perforar la roca surgió a raíz de la aparición de los explosivos

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CAPÍTULO 3

y de la obsolescencia en el uso del fuego como método de fragmentación. Antes de 1860, cuando se empezaron a usar las perforadoras neumáticas de roca, el único método concebible era el manual. El primer éxito en la transmisión de energía a gran escala en forma de aire comprimido, se produjo durante la construcción del túnel del monte Cenis, en los Alpes suizos. El proyecto consistió en un túnel de ferrocarril de doble vía con una longitud de 13.6 km. Los trabajos empezaron en 1857, a base de barrenación manual a un ritmo de avance tal que, en el mejor de los casos, se hubieran terminado.... ¡en 30 años! En consecuencia, y con la obra ya iniciada, los directores del ferrocarril decidieron emplear perforadoras neumáticas y compresores, cuya presión de trabajo era de 6 bar. Cuatro años después se instalaron compresores de dos modelos diferentes en ambas bocas del túnel y se emplearon perforadoras de roca diseñadas por Germán Sommeiller, ingeniero en jefe del túnel. Resulta interesante señalar que los dos compresores que operaban en el túnel del monte Cenis eran del tipo de agua, es decir, que utilizaba agua para refrigerar el aire en el interior de los cilindros. Se eligió este diseño aparentemente absurdo en lugar de tratar de desarrollar la máquina soplante, en virtud de que los ingenieros de la época le temían a "la barrera de calor" que creían sería una dificultad insuperable mediante el empleo de cilindros y válvulas. Realmente, las averías graves en las válvulas aparecen inmediatamente en aquellos compresores que trabajan según el principio de una columna de agua descendente, aunque los llamados "compresores recíprocos" con pistones enfriados por agua han demostrado ser técnicamente viables. Las dificultades que se encontraron durante la utilización de las primeras perforadoras de roca, se evidenciaron por el hecho de que por cada nueve perforadoras en servicio, otras 54 se encontraban en reparación. Las tremendas tensiones a las que se exponía el material de las herramientas de percusión, generaron la necesidad de emplear otros materiales distintos a los que entonces se conocían, mejor tecnología sobre tratamientos térmicos y profundos conocimientos sobre los fenómenos referentes a la concentración de tensiones, con objeto de determinar el diseño más adecuado para cada uno de los componentes de la máquina. Cuando los dos equipos de perforación se encontraron en el túnel, ya se tenía instalada una red de 7,000 metros de tubería para la conducción neumática desde las bocas de acceso al túnel hasta los frentes donde seguía la perforación. Se había demostrado prácticamente que el aire comprimido se podía transportar a grandes distancias.

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La primera perforadora de roca por percusión se construyó alrededor de 1896 y a mediados de 1940 las brocas forjadas para las barrenas fueron sustituidas por brocas con pastillas de carburo de tungsteno. Paralelamente a las técnicas de perforación, se desarrollaron las de encendido y voladura. El detonador de seguridad (estopín) se inventó en 1831 y su empleo se generalizó en Suecia hasta después del año 1850. A comienzos del siglo XIX se había intentado el encendido eléctrico, pero tendrían que pasar más de 100 años antes de que el método ganara la aceptación general. Las primeras voladuras con retardo aparecieron hasta 1922. El éxito del túnel en el monte Cenis originó una enorme publicidad internacional en los periódicos y revistas técnicas. Comenzó una polémica acerca de la posibilidad de construir una red de distribución de aire comprimido para proporcionar a las industrias una fuerza motriz que se pudiera aplicar individualmente a cada máquina. Así, en 1875 se proyectó un complejo industrial cerca de Trolihattan, la mayor central eléctrica del sur de Suecia. De los 130,000 kW que esta central era capaz de producir, se pensó emplear 3,600 kW como fuerza motriz para compresores; sin embargo este proyecto nunca cristalizó. Fue en Francia donde la idea planteada en Trolihattan se hizo realidad, ya que el ingeniero austriaco Víctor Popp obtuvo un permiso para utilizar el sistema de alcantarillado y montar una red distribuidora de aire comprimido que se extendería por toda la ciudad de París. La central neumática empezó a funcionar en 1888. Popp había instalado una planta de compresión de 1,500 kW que suministraba aire comprimido a un circuito de 7 kilómetros de tuberías al que se unían otros 50 kilómetros de líneas secundarias; la planta suministraba aire a una presión de 6 bar. Para 1891 la capacidad instalada ya había ascendido a 18,000 kilowatts. Una de las razones del éxito inmediato que alcanzó Popp fue el rápido desarrollo de la red de transporte y la introducción de un nuevo tipo de reloj que siempre marcaba la hora exacta accionado por los impulsos del aire que llegaban desde la planta. El reloj era una realización prodigiosa y todos los restaurantes, tiendas, hombres de ciencia y abogados, se hicieron instalar uno de ellos. Una vez que se había logrado llevar el aire comprimido a todos los puntos de la ciudad, la conexión de aparatos neumáticos a la red principal se redujo a un problema secundario. Desde entones, los inventores de los países industrializados trabajaron incansablemente y aparecieron un número incalculable de patentes de toda clase de máquinas y herramientas. Sólo en París, por ejemplo, se empleaba el aire comprimido para los siguientes menesteres: Accionar relojes neumáticos Distribución neumática de correspondencia

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CAPÍTULO 3

Para hacer funcionar ascensores de edificios En establecimientos de bebidas y fuentes de sodas En motores neumáticos de hasta 70 kW, (para accionar herramientas, telares, prensas, etc.) Como fuerza motriz para generadores de corriente continua de hasta 35 kW (para la iluminación de restaurantes, teatros, tiendas, hospitales, etc.) Aquí nuevamente la novedad y el prestigio jugaban un papel importante en el empleo cada vez mayor y mas difundido del aire comprimido. La distribución neumática de la correspondencia en París produjo un enorme impacto publicitario. Ingenieros de todo el mundo fueron a estudiar su funcionamiento y muchos de ellos sacaron por conclusión que este sistema de transporte de energía sería el del futuro. Se adoptaron posturas negativas hacia el sistema de distribución eléctrico, el cual todavía estaba en su etapa "infantil" y encontraron numerosas razones técnicas por medio de las cuales demostraban que éste nunca podría llegar a tener éxito. Sin embargo, otros ingenieros opinaban lo contrario; eran entusiastas defensores del nuevo sistema de distribución eléctrico, a la vez que predecían que el sistema neumático sería pronto sustituido por el primero, debido al bajo rendimiento de las plantas neumáticas. Ninguna de las dos posturas ha demostrado tener la razón. El aire comprimido se siguió desarrollando y extendiendo, mientras que los sistemas eléctricos de distribución se convirtieron en los sistemas exclusivos de transmisión de la energía. Hoy, el aire comprimido es un complemento importante de la energía eléctrica. Con el empleo de herramientas y máquinas neumáticas, la capacidad de trabajo manual del hombre se ha elevado inmensamente sin perder su incomparable flexibilidad y sensibilidad (requisitos necesarios para efectuar trabajos de precisión). Las herramientas neumáticas son ligeras, sólidas, seguras y no fatigan al operador. El aire comprimido se emplea también para dirigir, controlar y regular, frecuentemente en combinación con los sistemas eléctricos e hidráulicos. En conclusión, es la economía total del sistema la que cuenta y no su rendimiento específico. Sobre estas bases, el aire comprimido puede competir con la energía eléctrica en numerosos campos de aplicación y resulta en muchos otros un complemento necesario.

3.2 Terminología y definiciones relativas al aire comprimido Aire libre

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Aire que se encuentra en las condiciones atmosféricas del lugar en cuestión, inafectado por la operación de un compresor.

Capacidad de un compresor Es el volumen de gas (aire) comprimido y suministrado en el punto de descarga, referido a las condiciones de temperatura absoluta, presión absoluta y composición (humedad) del punto de aspiración. Capacidad de una bomba de vacío Es el volumen de gas aspirado y comprimido en la primera etapa de una bomba de vacío, referido a las condiciones de temperatura absoluta, presión y composición (humedad) del punto de aspiración. NOTA: Normalmente se supone que la última etapa de una bomba de vacío descarga a la presión absoluta de 1 bar.

Compresor de desplazamiento Es una máquina en la cual se eleva la presión estática mediante aspiraciones sucesivas de gas que expulsa a otro espacio menor, a través del desplazamiento de un elemento móvil. Compresor dinámico Es una máquina en la cual se eleva la presión estática mediante la conversión de la energía cinética en energía de presión, durante el paso del gas a través de la máquina. La energía cinética se comunica al gas por medio de uno o más impulsos sucesivos. Compresión ideal por etapas múltiples Es la condición que se cumpliría al comprimir isentrópicamente un gas perfecto, en donde la temperatura de aspiración y el trabajo consumido fuesen iguales en cada etapa. Consumo específico de combustible Es la relación existente entre el consumo de combustible y la capacidad del compresor. Consumo específico de energía

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CAPÍTULO 3

Es la potencia al eje por cada unidad de capacidad del compresor.

Consumo isentrópico de energía Es la energía teóricamente necesaria para comprimir un gas a entropía constante, de una presión de aspiración a una de descarga dada. En la compresión de etapas múltiples, el consumo teórico isentrópico se calcula suponiendo condiciones ideales. Consumo isotérmico de energía Es la potencia teóricamente necesaria para comprimir un gas a temperatura constante en un compresor sin pérdidas, de una presión de aspiración a una de descarga dada. Desplazamiento de un compresor Es el volumen de gas por unidad de tiempo que barre el elemento compresor en la primera etapa. Dirección de rotación La dirección de rotación de un compresor se define como a "derechas" o a "izquierdas", según el giro del eje de acoplamiento al motor. Elevador de presión (booster) Máquina que aspira un gas que ya ha sido comprimido y lo descarga a una presión superior. Espacio muerto Es el volumen dentro del espacio de compresión que contiene gas atrapado, una vez que termina el ciclo de compresión. Espacio muerto relativo Relación entre espacio muerto y volumen barrido por el elemento compresor. Factor de compresibilidad Z

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Expresa la desviación del comportamiento de un gas real, respecto a un gas perfecto. Z =

(P ⋅ V) T ( P0 ⋅ V 0)

donde Z P V T

Factor de compresibilidad Presión absoluta Volumen específico Temperatura absoluta

Irregularidad de velocidad en el eje Es un número adimensional, obtenido al dividir la diferencia entre las velocidades instantáneas máxima y mínima del eje, entre su media aritmética.

Irregulari dad de la velocidad del eje =

2(nmáx − nmín ) nmáx + nmín

Potencia al eje

Es la potencia necesaria en el eje de acción del compresor. En este concepto no se incluyen las pérdidas de transmisión externas, tales como engranajes y correas. Presión absoluta

Es la presión medida partiendo del cero absoluto, es decir, de un vacío total. Es igual a la suma algebraica de la presión atmosférica y la presión efectiva. Presión efectiva (manométrica) Es la presión medida a partir de la presión atmosférica. Proceso politrópico

Es un proceso de compresión o expansión de un gas perfecto en el cual la relación entre presión y volumen responde a la ecuación: p ⋅ v n = constante

en donde el exponente "n" puede tomar varios valores, por ejemplo:

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CAPÍTULO 3

p ⋅ v = constante

describe un proceso isotérmico, es decir, a temperatura constante: p ⋅ v k = constante

describe un proceso isentrópico constante, es decir, a entropía constante. NOTA:

En algunos países, este proceso se llama "adiabático"; pero para evitar confusiones entre adiabático (sin intercambio de calor en el entorno) y adiabático reversible (isentrópico), aquí se le denominará únicamente "isentrópico".

Refrigeración intermedia

Consiste en la eliminación de una parte del calor de un gas entre etapas. NOTA:

La refrigeración intermedia ideal sería aquella en la que la temperatura del gas que sale del refrigerador fuese igual a la aspiración de la primera etapa.

Refrigeración posterior

Es la eliminación de calor de un gas, una vez que ha terminado el proceso de compresión. Relación de compresión

Es la relación entre la presión de descarga absoluta y la presión de aspiración absoluta. NOTA:

Relación de compresión de una etapa es la razón antes definida para cualquiera de las etapas del compresor, tomando la presión de descarga antes del refrigerador posterior. Relación de compresión total de una etapa es la relación anterior, tomando la presión de descarga después del refrigerador posterior.

Rendimiento isentrópico

Es la relación existente entre el consumo isentrópico de potencia y la potencia al eje. Rendimiento isotérmico

Es la relación entre el consumo isotérmico de potencia y la potencia al eje. Rendimiento mecánico

Es la relación entre la potencia indicada y la potencia al eje. 142


Rendimiento volumétrico

Es la relación entre la capacidad y el desplazamiento de un compresor o bomba de vacío.

3.3 Cálculo del volumen de aire comprimido requerido para una operación minera subterránea 3.3.1 Compensación por altitud

La capacidad de los compresores se expresa en función del volumen de aire libre admitido ya sea en pies cúbicos por minuto o en metros cúbicos por minuto, independientemente de la elevación sobre el nivel del mar. En términos de aire comprimido, la capacidad de un compresor varía con su posición, pues a mayor altura sobre el nivel del mar, menor será la cantidad de aire producido, de aquí que a mayor elevación, mayor deberá ser la capacidad del compresor para producir el mismo trabajo. Tomando en consideración lo anterior, se tendrá que evaluar un factor de compensación que permita calcular la capacidad de la instalación requerida. Haciendo: V1 y V1'

Volumen de aire libre por comprimir al nivel del mar y a una elevación considerada respectivamente (ft3/min) o (pies 3/min).

P1 y P1'

Presiones absolutas de admisión de aire a nivel del mar y a la elevación considerada respectivamente (psia) o (lb/pulg2 abs).

P4 y P4'

Presión absoluta de descarga del compresor al nivel del mar y a la altura considerada respectivamente (psia) o (lb/pulg2 abs).

Pao y Paz

Presiones atmosféricas al nivel del mar y a la elevación considerada respectivamente (psia) o (lb/pulg2 abs).

P4g y P4g' Presiones relativas de descarga (gage) a nivel del mar y a la altura considerada respectivamente (psig) o (lb/pulg2 gage). V4 y V4'

Volumen de aire comprimido al nivel del mar y a la altura considerada respectivamente (pies3/min).

143

CAPÍTULO 3

Por la ley de Boyle Mariotte se puede calcular el volumen de aire comprimido, por lo tanto, al nivel del mar se tiene: P1 V1 = P4 V4 = C ; donde V4 =

P1V1 P4

pero en condiciones normales P1 y P1’ son aproximadamente iguales a Pao y Paz respectivamente y además:

P4 = P4 g + Pao Por tanto, sustituyendo valores se obtiene: Al nivel del mar   P ao V 4 = V1    P 4 g + P ao  de manera similar, para la elevación Z se tiene:

(A)

 Paz  (B) V4' = V1'    P 4 g' + P az  Ahora como se desea que P4 g = P4 g' y además, considerando el mismo volumen inicial en los

dos casos, es decir, que V1 = V1', la ecuación (B) se transforma en:  P az  (C) V 4′ = V 1   + P P 4 g az   Dado que V4' es menor que V4 y si se desea que V4' sea igual a V4 se tendrá que multiplicar V4' por un factor de compensación F, mayor que la unidad, o sea: V4 = (F) (V4').

Despejando F y sustituyendo los valores dados por (A) y (C) se obtiene: P ao ( P 4 g + P az ) F = V4 = V 4′ P az ( P 4 g + P ao )

(D)

PROBLEMA 3.1

Dos palas mecánicas de tipo neumático consumen al nivel del mar 1,000 pies3/min de aire libre, a una presión de 100 psig. Se requiere conocer el volumen consumido a una elevación de 10,000 pies s.n.m., donde la presión atmosférica es de 10.17 psia.

144


De la fórmula (D) F=

P ao ( P 4 g + P az ) 14. 7 (100 + 10. 17 ) = = 1. 39 P az ( P 4 g + P ao ) 10. 17 (100 + 14. 7 )

Por tanto, el volumen requerido a 10.000 pies de elevación será: V = (1.39) (1,000 pies 3/min) = 1,390 pies 3/min

De este resultado se desprende que al nivel del mar se requiere un compresor con capacidad de 1,000 pies3/min, mientras que a una elevación de 10,000 pies s.n.m., se requerirá de otro de casi 1,500 pies cúbicos.

3.3.2 Aire requerido por las perforadoras

El aire requerido por las perforadoras de roca depende de un gran número de factores que influyen de manera directa, entre los que se pueden contar: el diámetro de la cámara de aire o diámetro del cilindro, la longitud de la carrera del pistón y la frecuencia del martilleo. Indirectamente influyen otros factores, tales como la dureza de la roca, las condiciones de la barrena y la experiencia del operador. Desde el punto de vista anterior, resulta deseable realizar mediciones del consumo de aire para cada perforadora cuando se trata de conocer con exactitud este parámetro. Para otro tipo de cálculos, será suficiente el uso de las tablas que proporcionan los fabricantes de equipos. Para fines ilustrativos, la tabla 3.1 muestra la información de consumos de aire tomada de la literatura de Ingersoll-Rand. TABLA 3.1 Consumo de aire libre para perforadoras al nivel del mar (pies3/min) Presión gage (lb) 60 70 80 90 100

2 50 56 63 70 77

Diámetro del cilindro de las perforadoras (pulgadas) 2-1/4 2-1/2 2-3/4 3 3-1/8 3-3/16 3-1/4 3-1/2 60 68 82 90 95 97 100 108 68 77 93 102 108 110 113 124 76 86 104 114 120 123 127 131 84 95 115 126 133 136 141 152 92 104 126 138 146 149 154 166

3-5/8 4-1/4 113 130 129 147 143 164 149 182 174 199

5 150 170 190 210 240

Si se analiza con detalle la tabla anterior, se puede observar que el consumo de aire de las perforadoras varía directamente con la presión absoluta. Por ejemplo, el consumo de aire para una perforadora con cilindro de 3 pulgadas a 60 psig, es de 90 pies3/min; por lo que la misma perforadora a una presión de 90 psig, consumirá al nivel del mar:

145

CAPÍTULO 3

 (90 + 14. 7)   (90) = 126.14 pies3/min V=   (60 + 14. 7)  3.3.3 Aire consumido por las perforadoras a diferentes elevaciones

Para obtener estos consumos, basta hacer uso del factor de compensación calculado anteriormente. En otras palabras: consumo de aire a = una elevación dada

 Factor de     compensación 

 Consumo de aire     al nivel del mar 

PROBLEMA 3.2

Una perforadora con cilindro de 3 pulgadas de diámetro consume al nivel del mar 126 pies3/min de aire a una presión de 90 psig. Se requiere conocer la cantidad de aire que consume la misma perforadora a una elevación de 8,000 pies s.n.m., donde la presión atmosférica es igual a 10.87 psia. SOLUCIÓN

F=

P ao ( P 4 g + P az ) 14. 7 ( 90 + 10. 87 ) = = 1. 30 P az ( P 4 g + P ao ) 10. 87 ( 90 + 14. 7 )

Por tanto Consumo a 8,000 pies = (1.30) (126) = 163.8 pies3/min La interpretación del factor de compensación indica que 1.30 pies cúbicos de aire libre a 8,000 pies de elevación s.n.m., son equivalentes a 1.00 pie cúbico de aire libre al nivel del mar.

3.3.4 Coeficiente de simultaneidad

Resulta obvio razonar que si existen varias perforadoras conectadas a un compresor, no todas trabajarán al mismo tiempo; y de aquí se desprende que se debe afectar al número total de perforadoras conectadas de un factor que indique el porcentaje de máquinas que trabajan simultáneamente en un instante dado. Un estudio estadístico puede proporcionar este dato en opera-

146


ciones actuales. Sin embargo, para fines estimativos se podrá usar la tabla 3.2, que se obtuvo como resultado de experiencias prácticas de la firma Ingersoll-Rand.

TABLA 3.2 Coeficientes de simultaneidad en la operación de máquinas perforadoras No. de máquinas 1 2 3 4 5 6 7

Coeficiente de simultaneidad (%) 100 90-100 90 85 82 80 77

No. de máquinas 8 9 10 15 25 50 70

Coeficiente de simultaneidad (%) 75 72 71 63 55 51 47

PROBLEMA 3.3

Se requiere conocer la capacidad de un compresor para operar 10 perforadoras con cilindro de 3 pulgadas de diámetro a una elevación de 10,000 pies s.n.m., donde la presión atmosférica tiene un valor de 10.17 lb/pulg2. Las perforadoras requieren de una presión de 100 lb/pulg2 gage para operar eficientemente. SOLUCIÓN

F=

14. 70 (100 + 10. 17 ) = 1. 39 10. 17 (100 + 14. 70 )

De la tabla 3.1 se obtiene que el consumo de aire libre al nivel del mar por cada perforadora es de 138 pies3/min, por lo que el consumo de aire libre a 10,000 pies de elevación, será de (1.39) (138) = 191.82 pies3/min. Consultando la tabla 3.2 se obtiene que el coeficiente de simultaneidad para 10 perforadoras es de 71%, o sea que de las 10 máquinas existentes conectadas a la red sólo 7.1 trabajan simultáneamente, por lo que: Capacidad del compresor = (7.1) (191.81) = 1,361.85 pies3/min Comercialmente un compresor de 1400 pies3/min, satisface los requerimientos del trabajo.

PROBLEMA 3.4

147

CAPÍTULO 3

De un compresor de 600 pies3/min se requiere calcular: 1.

La masa de aire libre que podrá manejar al nivel del mar donde la presión atmosférica es de 14.7 psia y la temperatura 70°F.

2.

La masa de aire libre que podrá manejar a una elevación de 10,000 pies donde la presión atmosférica tiene un valor de 10.17 psia, a una temperatura de 60oF.

SOLUCIÓN*

PV se tiene: RT (14. 7 * 144)(600) = 44. 96 lb/min Al nivel del mar W 0 = 53. 3 (460 + 70)

De la ecuación W =

a 10,000 pies s.n.m. W =

(10.17 * 144) (600)

= 31.70 lb/min

53.3 (460 + 60) 3.3.5 Eficiencia volumétrica relativa

Resulta interesante establecer el concepto de una eficiencia volumétrica relativa en términos de aire comprimido. Se llamará relativa porque se expresará en función de un porcentaje volumétrico de aire comprimido a una elevación dada, con respecto al volumen de aire comprimido por el mismo compresor al nivel del mar, en otras palabras:

E vr =

V c2 ( ) 100 V c1

donde Vc2 Vc1 Evr

Volumen de aire comprimido por un determinado compresor, a la elevación considerada Volumen de aire comprimido al nivel del mar, por el mismo compresor Eficiencia relativa, dada en porcentaje

PROBLEMA 3.5

*

R = Constante de los gases. PV = RT (para 1 libra) o PV = WRT (para W libras). El valor de R para cualquier gas puede determinarse a partir de observaciones experimentales en las que obtengan valores simultáneos de P, V y T. El aire atmosférico a 32oF y a una presión de 14.7 psi, tiene un volumen específico de 12.39 pies3/lb, por lo tanto: R = PV/T = (14.7 * 144)(12.39)/(460 + 32) = 53.30 pies-lb/ oR

148


El compresor del problema 3.4 trabaja de tal forma que la temperatura final del aire es T4 = 150oF, tanto cuando el compresor opera al nivel del mar como cuando opera a 10,000 pies sobre el nivel del mar. Se requiere calcular la eficiencia volumétrica relativa, cuando la presión de descarga sea P4g = 100 lb/pulg2 gage. SOLUCIÓN

Aplicando la ecuación W =

Al nivel del mar V 4 =

PV , se tiene: RT

W RT 4 44. 95( 53. 3 )(150 + 460 ) = = 88. 5 pies3/min (100 + 14. 7 )(144 ) P4

A 10,000 pies: V 4' =

31. 70 * 53. 3 (150 + 460 ) = 64. 97 pies3/min (100 + 10. 17 ) (144 )

Por tanto E vr =

64. 97 = 73. 40 % 88. 50

3.3.6 Velocidad de penetración

La velocidad de penetración de las diferentes perforadoras es un dato que debe investigarse directamente en el campo de trabajo por simple comparación del equipo en minas ya existentes. Ninguna información dada por tablas es completamente válida. Como simple referencia, se presenta la tabla 3.3 tomada de libro de W.W. Staley Mine Plant Design, donde las velocidades de penetración se presentan con relación a rocas clasificadas como muy buena, buena, mediana y mala, desde el punto de vista de los trabajos de perforación. El volumen de material asignado a una longitud barrenada es difícil de determinar. Esto como se comprende, dependerá de variables tales como naturaleza de la roca, tipo de barrenación, número de caras libres en la roca, potencia y características de los explosivos usados, etc. Esta información, por tanto, sólo podrá ser recabada en el campo de trabajo. TABLA 3.3 Velocidades de penetración en diferentes clases de terreno Condiciones

Velocidades de penetración

149

CAPÍTULO 3

(pulg/min) Muy buenas Buenas Regulares Malas (roca muy dura)

18.0 12.0 8.0 4.0

3.3.7 Costos de producción del aire comprimido

En esta sección entrarán en el panorama los costos implicados en la compra del equipo, los costos de tenencia del equipo y los costos de consumo de energía, refacciones y mantenimiento en general. A manera de ejemplo y para ilustrar la estimación de los costos de producción de aire comprimido, se considerarán las condiciones establecidas para el compresor del problema 3.10, desarrollando paso a paso los cálculos relativos a este inciso. Primero se calculará la energía consumida en comprimir el aire, para lo cual se supondrá que la compresión se efectúa politrópicamente con n = 1.3, en dos etapas; por lo que:  n −1         2n   P1V 1   P 4   2 n   Potencia =  -1     n − 1   33,000   Pa    Los datos son los siguientes:

V1 = 2,500 pies3/min P1 = 12.7 lb/pulg2 abs PH = 100 lb/pulg2 abs Pa = 14.7 lb/pulg2 abs El valor de P4 es dependiente de Hf y para tuberías de diámetro económico (f = 5"): Hf = 7.57 lb/pulg Por lo que:

P4 = PH + Hf = 100 + 7.57 = 107.57 lb/pulg2 abs

Sustituyendo en la fórmula de potencia

 (2)(1.3)   (12.7)(144 )   107.57  Potencia =       (1.3) - (1)   33,000   14.7  Operando Potencia = 309.98 HP 3.3.7.1 Costos de energía

150

(1.3 -1)/(2.6)

 − 1 


Considerando consumos de combustible del orden de 0.136 (litros por HP por hora), el costo horario por concepto de combustible será Costo = (309.98 HP) (1 hora) (0.136) (precio/litro de combustible) Si se supone que consume gasolina que cuesta 5.67 pesos/litro Costo = (309.98) (1 hora) (0.136) ($5.67) Costo combustible = 239.03 pesos/hora

3.3.7.2 Costos de lubricación

Considerando que el compresor consume 1.5 litros por hora de aceite lubricante y asignando un costo de 30.00 pesos por litro, se tiene: Costo = (1.5 litros/hora) ($30.00 litro) Costo lubricación = 45.00 pesos/hora

3.3.7.3 Costos de operación

Suponiendo que el salario de un operador sea de 53.00 pesos por turno, los costos horarios de operación serán: Costo = $53.00/8 horas Costos de operación = $6.63 por hora 3.3.7.4 Costos anuales

Para fines de cálculo se considerará que el período de depreciación de la máquina es de 5 años, por lo que los costos de tenencia serán: Costo del compresor (L.A.B.) Flete (1.0%) Costo + entrega

110,000.00 pesos 1,100.00 pesos 111,100.00 pesos

151

CAPÍTULO 3

Capacidad de trabajo = (8 horas al día) (300 días) = 2,400 horas/año

3.3.7.5 Costos de depreciación

Se empleará el método de depreciación “en línea recta”, por lo que la anualidad durante el período estimado (5 años), será: Depreciación = $111,100.00/5 años Costos de depreciación = 22,220.00 pesos/año

3.3.7.6 Costos de mantenimiento

Se considerará que el monto de las reparaciones ascenderá al 40% de la partida de depreciación. Este porcentaje es puramente de carácter estimativo, ya que puede variar hacia arriba o hacia abajo, de acuerdo con la experiencia en la operación del equipo. Mantenimiento = ($22,220.00) (0.40) Costos de mantenimiento = 8,888.00 pesos/año

3.3.7.7 Intereses y seguros

Estos costos estimados ascienden a aproximadamente el 10% del valor promedio del compresor. Si se considera que el valor de rescate del compresor es de 00.00 pesos al final de los 5 años de servicio, entonces el valor promedio del compresor será igual al 50% del valor de compra: Valor promedio = (0.50)($111,100.00) = $55,550.00 Seguros + intereses = (0.10)(55,550.00) = 5,555.00 Gran total de costos fijos anuales = $36,663.00 (depreciación × mantenimiento + seguros e intereses) 3.3.7.8 Resumen de costos horarios

152


Tenencia ($36,663.00/2,400 h) Energía Lubricantes Salario operador Costo horario total

15.28 239.03 45.00 6.63 305.94 pesos

Producción horaria de aire comprimido = (2,500 pies3/min) (60 min/h) = 150,000 pies3/hora

3.3.7.9 Costo unitario de producción

Costo unitario de producción = ($305.94/150,000) (1000)= 2.04 pesos/millar de pies3 Si se asume un consumo de potencia en transmisión de 11.49 HP, se tendrá: Costo horario de energía transmisión = (11.49 HP/hora) (0.136 litros/HP por hora) (5.67 pesos/litro) Costo horario de energía de transmisión = 8.86 pesos/hora

3.3.7.10 Costo unitario de producción y transmisión

 305.94 + 8.86  3 Costo unitario =   (1,000) = $2.10/mill ar de pies  150,000  Puede resultar un poco obscura la naturaleza de la partida de costos con relación a los intereses, pues es casi seguro que se piense que si se paga el compresor al contado, ya no existen intereses por pagar, pero la realidad es otra: si el dinero que se empleó en la adquisición es prestado, al devolver ese dinero se tendrá que pagar una cantidad adicional por concepto de los intereses generados durante el período del préstamo. Por otro lado, si el dinero empleado en la compra es del propietario, durante los 5 años que dure la depreciación del equipo se generarán intereses que se dejarán de percibir si no existe la preocupación por recuperarlos. Un medio de recuperación de los intereses mencionados, será a través de la partida de costos de interés sobre la cual no existe tasa impositiva.

3.3.7.11 Costos por fugas de aire

153

CAPÍTULO 3

Este aspecto constituye un renglón importante de analizar. Las causas que originan las fugas de aire comprimido en las redes de tuberías de conducción, invariablemente se deben a conexiones o ensambles mal realizados, a válvulas defectuosas, a orificios en los tubos debidos a desgaste por oxidación, a conexiones flojas en las mangueras, etc. El volumen de aire fugado que se desperdicia, puede calcularse por las fórmulas de los orificios; sin embargo, para dar una idea de lo que representan las fugas en las juntas y conexiones defectuosas, la tabla 3.4 muestra las pérdidas por concepto de fugas de aire en pies3/min, para diferentes diámetros de orificio equivalente. Además se presentan los costos que representan dichas fugas, con objeto de dar una idea de la importancia de este mal, que aqueja a muchas instalaciones. El costo por fugas de aire se puede obtener multiplicando el volumen de aire comprimido tirado en fugas (expresado en millares de pies cúbicos por hora), por el costo de comprimir un millar de pies cúbicos. Los costos de producción de aire comprimido pueden variar entre 200.00 y 575.00 pesos por millar de pies cúbicos. Si se toma como base para los cálculos un valor de 200.00 pesos por millar, se obtienen los costos registrados en la tabla 3.4. Como comentario final a este respecto, se puede decir que las pérdidas que en un momento dado puede producir una válvula mal instalada o una manguera en malas condiciones, son equivalentes a las pérdidas que produciría una fuga a través de un orificio de 1/16" a 1/8" de diámetro. Si en un sistema existiera una sola fuga de las magnitudes señaladas, no representaría ningún problema, pero habrá que recordar que cualquier conexión representa una posibilidad de fuga cuyos efectos se irán sumando, por lo que las pérdidas necesariamente tendrán que ser mayores a medida que la red de distribución crezca debido a la existencia de un mayor número de conexiones. TABLA 3.4 Costos por fugas de aire comprimido Orificio equivalente (pulgadas) 1/32 3/64 1/16 1/8 3/16 1/4

7

Pérdidas de aire pies3/h 72 132 300 1,224 3,180 5,100

millar de pies3 /h 0.072 0.132 0.300 1.224 3.180 5.100

Costo7 por millar (pesos)

Pérdidas anuales en 24 h/día (pesos)

200.00 200.00 200.00 200.00 200.00 200.00

126,144.00 231,364.00 525,600.00 2’144,448.00 5’571,300.00 8’935,200.00

Los costos por fugas tabulados en la tabla 3.4 no incluyen las pérdidas económicas ocasionadas por el bajo rendimiento del equipo al trabajar con un sistema despresurizado.

154


3.4 Cálculo y selección de compresores de aire comprimido Para ilustrar esta sección, se hará uso de un ejemplo numérico, en el cual se seleccionará un compresor para proporcionar aire comprimido en una operación minera subterránea, bajo las siguientes condiciones: 1. Tonelaje por fragmentar 2. Profundidad del tiro 3. Distancia máxima tubo de alimentación a ventanilla 4. Ubicación del receptor 5. Elevación del brocal tiro 6. Elevación del compresor 7. Tiempo efectivo de perforación. 8. Cambio de barrena. 9. Densidad mineral "in situ" 10. La presión del aire comprimido en la perforadora más alejada del receptor, no deberá ser menor de 80 libras/pulgadas gage (medida con manómetro).

1000 toneladas/turno de barrenación. 1000 pies. 1000 pies. En la casa del tiro. 5,000 pies s.n.m. 5,000 pies s.n.m. 4 h 30 min por turno. Se realizará cada 24 pulgadas. 10 pies cúbicos/toneladas.

Se requiere: 1. Determinar número de perforadoras necesarias para fragmentar el tonelaje requerido, con la siguiente distribución: a) 50% con stoper b) 25% con drifter c) 25% con jackhammer

(23/4" de diámetro del pistón) (3½" de diámetro del pistón) (23/4" de diámetro del pistón)

2. Calcular el volumen total en pies cúbicos por minuto de aire libre a la elevación dada (5,000 pies s.n.m.), requerido por cada tipo de perforadora. 3. Calcular la presión manométrica del aire comprimido en el receptor. 4. Calcular tamaño del compresor requerido, determinando: a) Diámetro del cilindro de baja presión.

155

CAPÍTULO 3

b) c) d) e)

Diámetro del cilindro de alta presión. Longitud de la carrera de los pistones. Velocidad del compresor en r.p.m. Caballaje del motor (teórico y real).

SOLUCIÓN

1. Número de perforadoras requeridas

Stopers. Se considera por especificaciones de los fabricantes, que los stopers tienen una relación de perforación de 6 pulgadas/min, con una profundidad de barrenación de 6 pies y un tiempo de perforación efectiva de 4 h 30 min. Consultando la tabla 3.5 se encuentra que cada máquina de este tipo barrenará un total de 90 pies por turno y si por cada pie barrenado se obtiene 4 pies3 roca, se tendrá: (50%) (1,000 t) = 500 toneladas producidas con stoper (4 pies3) (90 pies) = 360 pies3 /máquina/turno 360/10 pies3/t = 36 toneladas.

No. de máquinas =

500 = 14 36

Se requieren 14 stopers

Drifters. Con las mismas condiciones anteriores y consultando la tabla 3.6, se determina que un drifter barrena 60 pies/turno y tumba 4 pies3/pie barrenado, por lo que: (25%) (1,000 t) = 250 toneladas producidas con drifter (4 pies3 ) (60 pies) = 240 pies3 /máquina/turno 240/10 pies3/t = 24 toneladas

250 toneladas = 10.4 24 toneladas Se requieren 11 drifters

No. de máquinas =

Jackhammers. La relación de perforación se tomará como 12 pulgadas/minuto, con las condiciones remanentes iguales a los dos casos anteriores. De la tabla 3.7 se obtiene que cada má-

156


quina barrena 100 pies por turno, por lo que considerando un volumen promedio de 2 pies3 por pie barrenado, se tiene: (25%) (1,000 t) = 250 toneladas producidas con jackhammer (2 pies3 ) (100 pies) = 200 pies3 /máquina/turno 200/10 pies3 /t = 20 toneladas No. de máquinas =

250 tonelada = 12.5 20 tonelada

Se requieren 13 jackhammers 2. Volumen total de aire libre requerido por cada máquina a la de elevación dada 2.1 Stopers A una presión de 80 psi, un stoper de 23/4" de diámetro en el pistón, requiere de 104 pies3 de aire libre por minuto (tabla 3.1). De la tabla 3.8 se obtiene el factor requerido para una elevación de 5,000 pies s.n.m. Si el total de stopers requerido para las condiciones del problema es de 14 unidades y el factor obtenido de la tabla 3.8 es de 11.12, entonces: (104 pies3/min) (11.12) = 1,156 pies3/min de aire libre 2.2 Drifters Un drifter de 3½" de diámetro en el pistón, requiere de 131 pies3 de aire libre por minuto (tabla 3.1), operando a una presión de 80 libras por pulgada cuadrada. El factor requerido para una elevación de 5,000 pies s.n.m., obtenido de la tabla 3.8 es de 9.48 (considerando 12 máquinas drifter para evitar la interpolación de valores). Operando se obtiene: 131 pies3/min * 9.48 = 1,242 pies3/min de aire libre 2.3 Jackhammer Al igual que los casos anteriores, un jackhammer con un pistón de 2¾" de diámetro operando a 80 psi, consume 104 pies3 de aire libre por minuto (tabla 3.1), con un factor de 9.48 (considerando 12 máquinas en lugar de las 13 calculadas para evitar interpolación), por lo que: (104 pies3/min) (9.48) = 986 pies3/min de aire libre 2.4 Volumen total

157

CAPÍTULO 3

Stoper = 1,156 pies3/min Drifter = 1,242 pies3/min Jackhammer = 986 pies3/min T o t a l = 3,384 pies3/min de aire libre El volumen calculado deberá ser afectado por un factor de seguridad del orden del 25%, por lo que finalmente: Volumen total = (3,384) (1.25) = 4,230 pies3/min de aire libre

158


TABLA 3.5 Barrenación total con máquinas espigas o stopers (por turno)

159

CAPÍTULO 3

TABLA 3.6 Barrenación total con máquinas montadas o drifters (por turno)

160


TABLA 3.7 Barrenación total con pistola o jackhammer (por turno)

161

CAPÍTULO 3

TABLA 3.8 Multiplicadores para determinar la capacidad de un compresor (para operar máquinas perforadoras a diferentes altitudes comparadas con el nivel del mar) ALTITUD POR ENCIMA DEL NIVEL DEL MAR (PIE)

Número de perforadoras 1

2

3

4

5

6

7

8

9

10

12

15

20

25

30

40

50

60

70

M U L T I P L I C A D O R E S 0 1000 2000 3000 4000 5000 6000 7000 8000 9000 10000 12000 15000

1.00 1.03 1.07 1.10 1.14 1.17 1.20 1.23 1.26 1.29 1.32 1.37 1.43

1.80 1.85 1.92 1.98 2.05 2.10 2.15 2.21 2.27 2.32 2.38 2.47 2.57

2.70 2.78 2.89 2.97 3.08 3.16 3.24 3.32 3.40 3.48 3.56 3.70 3.86

3.70 3.50 3.64 3.74 3.88 3.98 4.08 4.18 4.28 4.39 4.49 4.66 4.86

4.10 4.22 4.39 4.51 4.67 4.80 4.90 5.04 5.17 5.29 5.41 5.62 5.86

4.80 4.94 5.14 5.28 5.47 5.62 5.76 5.90 6.05 6.19 6.34 6.57 6.86

5.40 5.56 5.78 5.94 6.15 6.32 6.48 6.64 6.80 6.96 7.13 7.40 7.72

6.00 6.18 6.42 6.60 6.84 7.02 7.20 7.38 7.56 7.74 7.92 8.22 8.58

6.50 6.69 6.95 7.15 7.41 7.61 7.80 7.99 8.19 3.38 8.58 8.90 9.30

7.10 7.30 7.60 7.81 8.09 8.31 8.52 8.73 8.95 9.16 9.37 9.73 10.15

8.10 8.34 8.67 8.91 9.23 9.48 9.72 9.96 10.21 10.45 10.69 11.10 11.58

9.50 9.78 10.17 10.45 10.83 11.12 11.40 11.68 11.97 12.26 12.54 13.02 13.58

11.70 12.05 12.52 12.87 13.34 13.69 14.04 14.39 14.74 15.09 15.44 16.03 16.73

13.70 14.10 14.66 15.07 15.62 16.03 16.44 16.85 17.26 17.67 18.08 18.77 19.59

15.80 16.30 16.90 17.38 18.01 18.49 18.96 19.43 19.90 20.38 20.86 21.64 22.59

21.40 22.00 22.90 23.54 24.40 25.04 25.68 26.32 26.96 27.60 28.25 29.32 30.60

25.20 26.26 27.28 28.05 29.07 29.84 30.60 31.36 32.13 32.90 33.66 34.94 36.46

29.40 30.30 31.46 32.34 33.52 34.40 35.40 36.16 37.04 37.92 38.80 40.28 42.04

33.20 34.20 35.52 36.52 37.80 38.84 39.84 40.84 41.83 42.83 43.82 45.48 47.47

3. Presión manométrica del aire en el receptor La presión de aire en la perforadora más alejada del receptor no deberá ser menor de 80 lb/pulg2 gage (psig). Considerando que no existen fugas, la pérdida de presión entre el compresor y la perforadora más alejada resultará de la fricción del tubo. Si se selecciona un tubo de 6" de diámetro para la red de distribución, con una capacidad de 3500 pies3/min de aire libre, se encuentra en las tablas correspondientes a pérdidas por fricción, que tales pérdidas son del orden de 5.27 lb/pulg2 por cada 1000 pies de tubería. Si la longitud de la tubería en el nivel es de 1000 pies (horizontales) y 1000 más en el tiro (verticales), se tendrá un total de 2000 pies, por lo que  2,000  2 Caída de presión por fricción = (5.27 )   = 10.54 libras/ pulgada 1,000   ...y la presión absoluta (a 4,000 pies s.n.m.) en la perforadora mas alejada deberá ser: Presión absoluta = 80 + 12.67 = 92.67 libras/ pulgada 2 Con lo que la presión absoluta en el receptor (a 5,000 pies s.n.m.), estará dada por la fórmula: log P2 = log P1 – [(0.0000157 ) (diferenci a elevaciones)]

162


Sustituyendo valores, se tiene: log P2 = log P1 – [(0.0000157 ) (5000 - 4000)] log P2 = log (92.67) - [(0.0157)] log P2 = 1.95123916 3 P2 = antilogari tmo de 1.95123916 3

P2 = 89. 379755 lb/pulg 2 La presión manométrica (sin considerar pérdidas por fricción) será entonces Presión manométrica = 89.38 - 12.67 = 76.71 lb/ pulg2 La presión manométrica real en el receptor más las pérdidas por fricción, será igual a 76.71 + 10.54 = 87.25 ≈& 90.0 lb/pulg 2 4. Cálculo del compresor requerido Para determinar el tamaño del compresor requerido se obtuvo la siguiente información a partir de los catálogos proporcionados por los fabricantes de estos equipos. a) Requerimientos de aire libre b) Presión requerida c) Carrera de los pistones d) Velocidad de operación e) Diámetro de la biela del pistón f) Eficiencia mecánica del compresor g) Eficiencia volumétrica h) Tipo de compresor

= 4,200 pies3/min = 90 lb/pulg2 = 16 pulgadas = 300 r.p.m. = 2.5 pulgadas = 85% = 85% = 2 pasos

Se desea calcular el diámetro de los cilindros de alta y de baja presión, así como el caballaje teórico y real necesario para mover el compresor. SOLUCIÓN

El tamaño de los cilindros de un compresor de pasos múltiples está basado en la cantidad de aire libre que deberá ser comprimido. El cilindro de baja presión o inicial es el que debe calcularse

163

CAPÍTULO 3

primero, mientras que el diámetro de los cilindros remanentes estará en función del diámetro del cilindro de baja presión, de tal forma que el trabajo que realice cada uno de ellos sea el mismo. La longitud de la carrera en los cilindros deberá ser la misma para todos. Para proceder al cálculo del volumen de aire libre tomado por el pistón de baja presión, se usa la siguiente fórmula: 0.7854 d 12 L  A L = =     V1 1728  144   12  donde

V1 V2 d1 d2 A L Pa P1 P2 r

Volumen de aire libre tomado por el pistón de baja presión en cada carrera (pies3) Desplazamiento del pistón del cilindro de alta presión (pulgadas) Diámetro del cilindro de baja presión (pulgadas) Diámetro del cilindro de alta presión (pulgadas) Área del pistón de baja presión (pulgadas) Longitud de la carrera (pulgadas) Presión atmosférica absoluta (psia) Presión de descarga del cilindro de baja presión (psig) Presión de descarga del cilindro de alta presión (psig) Relación de compresión

Si se despeja d1, se tendrá 1728 = (V1 ) = 0. 7854 ( d12 ) ( L )

d12 =

d1 =

1728(V1 ) 0. 7854(L )

1728 (V1 ) 0.7854 ( L)

= 2200

V1 L

= 47

V1 L

Por lo que d1 = 47

V1

L Si la cantidad de pies cúbicos de aire libre tomados en cada tiempo y en cada paso son iguales, entonces

164


4200 pies3 aire libre/ min = 7.0 pies3 /golpe 600 golpes/ min (300 r. p.m. ) (2 tiempos) = 600 golpes/min Adicionalmente se tendrá que sumar el volumen correspondiente a la biela del pistón; donde si la carrera es de 16 pulgadas, el volumen de la biela será:

π  1  3 (16) (2.5 )2     = 0.045 pies /golpe  4   1728  entonces

V1= 7.000 + 0.045 = 7.045 pies3 /golpe por lo que

d1= 47

7.045

= 31.18 pulgadas 16 En virtud de que la carrera es la misma para todos los pistones, la relación de volúmenes a diámetros de cilindros es proporcional a la relación del cuadrado de los diámetros o inversamente proporcional a la relación de presiones.

P d 22 V2 1 1 = = a = = 2 V1 P1 P1 / Pa r d1 Para un compresor de dos pasos 1 1   = =  Pa  1/ 2 r ( P2 / Pa)  P2 

1/ 2

de donde 2 P  d2 =  a 2 d1  P2 

1/ 2

por tanto

P a 1/ 4 ) d 2 = d1 ( P2 sustituyendo valores

 12. 2   d 2 = 31. 18  90 + 12. 2 

1/ 4

= 18. 32 pulgadas

165

CAPÍTULO 3

La corrección por eficiencia volumétrica se hace seleccionando el diámetro del cilindro de baja presión, dado que ésta no se considerará para el cilindro de alta presión. El diámetro del cilindro de baja presión deberá ser incrementado una cantidad suficiente como para corregir el claro y en general, la eficiencia volumétrica. El diámetro del cilindro de baja presión corregido por eficiencia volumétrica se calcula: haciendo d1 x E

Diámetro del cilindro de baja presión (pulgadas) Diámetro del cilindro de baja presión después de la corrección por eficiencia volumétrica Eficiencia volumétrica (en %)

entonces 2 100 x = 2 E d1

despejando x x = 31.18

100

= 33.81 pulgadas

85

El caballaje teórico requerido por un compresor de un paso estará dado por la siguiente fórmula: n −1 / n  144 P V n   P  1 2 1     HP =  − 1      33,000 (n − 1)  P1      donde V1 Volumen de aire libre por comprimirse (pies3/min) P1 Presión absoluta inicial (psi) P2 Presión terminal requerida (psi) n Exponente de compresión adiabática (n = 1.406) E Eficiencia volumétrica (puede variar del 85% al 93% dependiendo del compresor. Para fines prácticos se usará E = 85%) El caballaje teórico requerido por un compresor de dos pasos se puede calcular con la siguiente fórmula empírica:

166


 144 n V P   p  a a   2  HP = 2  33,000 (n − 1)  p     a 

n −1 / 2 n

  − 1 

donde Va Pa P2 n E

Volumen de aire libre por minuto tomado por el cilindro de baja presión (pies3) Presión atmosférica en el cilindro de baja presión (psia) Presión final absoluta requerida en cilindro de alta (psia) Exponente de compresión adiabática (n = 1.406) Eficiencia volumétrica (85% para fines prácticos)

Sustituyendo valores  (2)(144)(1.406)(4200 )(12.2)   HP =    (33,000)(1 .406 - 1)

1.406 -1     (2)(1.406) 102.2    − 1    12.2    

HP = 555 Haciendo la corrección por eficiencia mecánica del compresor y considerando un factor del 85%, se tendrá el caballaje real: HP =

1 E

1

=

0.85

=

555

= 653

0.85

Por lo que el caballaje real requerido será HP = 653

167

CAPÍTULO 3

FIGURA 3.1 Diagrama esquemático de un compresor de dos pasos

3.5 Conducción del aire comprimido y redes de distribución Las tuberías que transmiten el aire comprimido deben recibir las mismas consideraciones de cálculo que las tuberías que transportan agua. Por lo que respecta a la fricción, se puede decir que a causa de ella se genera una caída de presión entre el compresor y el extremo de la línea. La selección del diámetro de la tubería representa un compromiso entre los costos involucrados en la compra de ésta y el costo del consumo de energía no aprovechada. De esto se deriva la necesidad de calcular el diámetro de tubería más económico para cada caso en particular, el cual se ilustrará más adelante por medio de la solución de un ejemplo. Por lo pronto, se puede establecer que son aceptables las caídas de presión por fricción en rangos que varían entre el 3% y el 8% de la presión de descarga del compresor.

3.5.1 Pérdidas por fricción

En virtud de que el aire se comporta como el agua dentro de las tuberías, resulta fácil percatarse que las pérdidas por fricción en las tuberías conductoras de aire comprimido se calcularán bajo los mismos principios y criterios empleados para el cálculo de tuberías para agua. Siendo así, se podrá emplear la fórmula de Hazen-Williams para el cálculo de las pérdidas por fricción:

V = 1.318 C 1 ( R )0.63 (S )0.54 donde 168


V C1 S R

Velocidad media del agua en tuberías (pies/s) Constante que depende de la rugosidad de la tubería (varía de 110 a 140, para tuberías que van desde lisas hasta francamente rugosas) Pendiente del gradiente de energía = Hf/L Radio hidráulico de la tubería = área/perímetro

R=

S Hf L

)

(

π D2/ 4 D = (D ) (π ) 4

Pendiente del gradiente de energía = Hf /L Pérdidas por fricción Longitud de la tubería

La ecuación original de Hazen-Williams se podrá modificar como sigue:  D V = 1. 318 C 1   4

0. 63

Hf     L 

0. 54

Se calcula el gasto o caudal mediante la siguiente igualdad

Q = (V ) ( A) donde

A

área de la sección transversal de la tubería A = π (D 2 / 4 )

Por lo que la ecuación anterior se podrá transformar en

 D Q = 1. 318 C 1   4

0. 63

Hf   L

  

0. 54

 D2 π     4 

Sustituyendo valores

[

]

1.318 C 1  (π )(D )2.63  H f  Q= 1. 63   L   (4 ) 

0 . 54

Despejando Hf 1. 63  1  ( 4) Hf  = * Q   2. 63 L  π(1. 318 C 1) ( D )   0. 54 

169

CAPÍTULO 3

En esta expresión se pueden agrupar todas las constantes en una sola que se podrá denominar K, cuyo valor estará dado por

K=

(4 )1. 63 1. 318 C 1 π

por lo que sustituyendo este valor K en la ecuación, queda  (Q )1. 85  (L ) H f = (K) 5   (D)  Esta ecuación permite el cálculo de las pérdidas por fricción en tuberías conductoras de agua, por lo que será necesario hacer algunas modificaciones para adaptarla a tuberías conductoras de aire comprimido. Con relación a este detalle, Atlas Copco ha demostrado que el valor de K depende de la presión inicial en la tubería, es decir en P4 (presión de descarga del compresor) y que tiene un valor de K = 0.000658/P4; valor que sustituido en la fórmula anterior produce (Q )1. 85 ( L ) H f = 0. 000658 ( D )5 ( P 4 ) donde

Q L D P4 Hf

Gasto o caudal de aire libre (pies3/min) Longitud de la tubería (pies) Diámetro de la tubería (pulgadas) Presión inicial en la tubería (lb/pulg2 abs) Pérdida de presión (lb/pulg2)

En el sistema métrico decimal, la misma ecuación sería:

Hf =

[

( D )5 (P 4)

donde

Q L D P4 Hf

170

]

1.6 (10 )8 Q1.85 ( L)

Gasto o caudal de aire libre (m3/min) Longitud de la tubería (metros) Diámetro de la tubería (mm) Presión inicial absoluta (kg/cm2) Pérdida de presión (kg/cm2)


PROBLEMA 3.6

Se desea transmitir 1500 pies3/min de aire comprimido por una tubería de 4" de diámetro y una longitud de 400 pies. Se requiere conocer la caída de presión en la tubería, si la presión inicial tiene un valor de 100 lb/pulg2abs. SOLUCIÓN

H f = 0. 000658

(Q )1. 85 ( L ) (D )5 (P4 )

Sustituyendo

Hf = 0.000658

(1500 )1.85 (400) 5

= 1.93 lb/pulg 2

(4 ) (100) PROBLEMA 3.7

Resolver el problema anterior, realizando previamente las transformaciones al sistema métrico decimal, para resolver con la fórmula:

Hf=

SOLUCIÓN

(1. 6) (10)8 (Q1. 85 )(L ) (D)5 (P4 )

1500 pies3/min = 0.7085 m3/min 4 pulgadas = 101.60 mm 400 pies = 121.95 m 100 psia = 7.03 kg/cm2 H f = (1.6)(10)

8

(0.7085 )1.85 (121.95) (101.6 )5 (7.03)

= 0.136 kg/cm 2

El resultado anterior se puede transformar al sistema inglés, multiplicando por el factor de conversión 14.22 lb/pulg2. H f = ( 0.136 ) (14.22 ) = 1.93 lb/pulg 2

3.5.2 Pérdidas de presión en accesorios

171

CAPÍTULO 3

Para tomar en cuenta las pérdidas de presión resultantes del flujo de aire a través de los accesorios de las tuberías, es práctica común considerar que el accesorio es equivalente a una porción de tubería de longitud conocida. Durante el proceso de cálculo de las pérdidas de presión, la longitud equivalente por concepto de accesorios se debe sumar a la longitud real de las tuberías, calculando las pérdidas para la longitud transformada. La tabla 3.9 muestra la información correspondiente a dichas equivalencias (en pies) para tuberías estándar, con pérdidas de presión semejantes en accesorios roscados TABLA 3.9 Longitudes equivalentes para accesorios Diámetro del tubo (pulg) 0.50 0.75 1.00 1.25 1.50 2.00 2.50 3.00 4.00 5.00 6.00 8.00 10.00 12.00

Válvulas compuerta 0.40 0.50 0.60 0.80 0.90 1.20 1.40 1.80 2.40 2.90 3.50 4.70 5.90 7.00

globo 17.30 22.50 29.10 38.30 44.70 57.40 68.50 85.20 112.00 140.00 168.00 222.00 278.00 332.00

"T" con entrada normal 0.60 0.80 1.10 1.40 1.60 2.10 2.50 3.10 4.00 5.00 6.10 8.00 10.00 11.00

codo 90o 1.60 2.10 2.60 3.50 4.00 5.20 6.20 6.20 7.70 10.10 15.20 20.00 25.00 29.80

"T" con entrada lateral 3.10 4.10 5.20 6.90 8.00 10.3 0 12.3 0 15.3 0 20.2 0 25.2 0 30.4 0 40.0 0 50.0 0 59.6 0

3.5.3 Costos de transmisión

Con relación a este punto se debe observar que existen dos situaciones en contraposición: por un lado se debe utilizar una tubería de diámetro relativamente grande para reducir en cuanto sea posible los costos de la energía que se pierde por fricción, y por otro lado los costos de las tuberías se ven incrementados a medida que aumenta el diámetro, por lo que será necesario 172

CAPÍTULO 3

deducir una expresión matemática que permita estimar el diámetro más económico, especialmente en los casos de instalaciones muy grandes. Ocasionalmente, será posible deducir una expresión matemática que refleje muy aproximadamente las variaciones en el costo de las tuberías. Cuando no sea posible la deducción anterior, se podrán graficar los costos contra los diámetros, ya sea de una manera discreta o continua. La gráfica resultante se podrá comparar con los costos realizados por consumo de energía en la tubería, los cuales de hecho varían inversamente, lo que hace posible identificar gráfica o numéricamente el mínimo correspondiente a la combinación de estos costos. El costo total está representado por la suma de los costos de la tubería y de la energía consumida (Cp y C H f respectivamente). Matemáticamente se puede expresar como sigue:

Ct = C p+ CHf

(a)

En la expresión anterior, Cp puede estar representado por una expresión del siguiente tipo:

C p = 11. 50 + D

2

(b)

donde

D Cp

Diámetro de la tubería (pulgadas) Costo de la tubería (pesos por pie)

A continuación se calcularán las pérdidas económicas por fricción en las tuberías, para lo cual se deducirán las expresiones que conduzcan a la determinación de C H f .

3.5.4 Determinación de C H f

Para determinar C H f , será necesario obtener una expresión que permita el cálculo de la energía que se consume en la transmisión del aire en las tuberías. Lo anterior se puede realizar a partir de la ecuación que se anota, la cual estima las caídas de presión en los conductos.

H f = 0. 000658

(Q1.85 )( L ) ( D5 )( P 4 )

164


En esta ecuación, P4 = PH + Hf es decir, la presión inicial en la tubería es igual a la suma de la presión en la herramienta PH y la caída de presión en la tubería Hf. Sustituyendo en la fórmula anterior: H f = 0.000658

(Q )(L) (D ) (P + H ) 1.85

5

H

f

En esta expresión el valor de Hf queda implícito, por lo que se despejará mediante una solución cuadrática. Haciendo: 1. 85

C=

fLQ D

5

; con f = 0. 000658

Se tiene que Hf=

Resolviendo por Hf

C ( PH + H f )

(H f )2 + [(P H )(H f )] − C = 0

;

y

− P H ± [( P H )2 + 4C ]0. 5 Hf= 2

(1)

sustituyendo valores:

[(D) (P =

)2 + 4(0.000658 LQ1.85 )]

0. 5

5

H

− D2.5 P H

(a) 2 D2.5 El valor negativo (–) de la ecuación (1) no se toma en cuenta debido a que esta solución es inmaterial. Ahora bien, en la ecuación (a), los parámetros se expresan como sigue: Hf

Hf D L Q PH

Pérdida de presión (en lb/pulg2) Diámetro de tubería (en pulgadas) Longitud de tubería (en pies) Caudal de aire libre (en pies3/min) Presión final en la herramienta (en lb/pulg2)

Transformando Hf a pies de columna de aire comprimido se tiene:   144  Hf = ecuación (a)    w  

165

CAPÍTULO 3

donde w

densidad media del aire comprimido

y en la última expresión, Hf ya está dado en pies, que en realidad representan energía en pies-libra por libra de aire comprimido. Para calcular la potencia consumida en caballos de potencia, se utiliza la fórmula: Potencia =

wQ H f 550

(b)

donde Q Hf w

Caudal de aire comprimido (pies3/s) Pérdidas por fricción (lb/pulg2) Densidad media (lb/pie3)

La ecuación (b) puede ser rearreglada para que Q se exprese en pies3/min de aire libre, de la siguiente manera: Aplicando la ley de los gases P a V a = P 4 Q′ Ta T4 Pa Va Ta P4 T4

Presión atmosférica (lb/pulg2) Volumen de aire libre (pies3/min) Temperatura ambiente (oR grados rankine) Presión de descarga del compresor (lb/pulg2abs) Temperatura del aire comprimido (oR)

En esta ecuación el valor de Va se puede reemplazar por Q, por lo que si se despeja Q se tendrá: P a QT 4 T a P4 En esta ecuación, Q y Q están expresadas en pies3/min. Q′=

Para poder sustituir Q en la ecuación (b), ésta se tendrá que expresar en pies por segundo, con lo que se obtiene: P a QT 4 Q′= pies3/s (60 ) T a P4 Sustituyendo en (b): 166


Potencia =

w( P a QT 4 ) H f (550 )(60 ) T a P 4

Finalmente, haciendo la sustitución de Hf (en pies):

[(

)]

0. 5

2 1. 85 5 - D2. 5 P H ] (144) P T Q D ( P H ) + 0. 002632 LQ Potencia = a 4 (66,000)( T a P 4 D2.5 )

(c)

Si en las ecuaciones (a) y (c) se hace

[

]

N = ( D5 ( P H )2 + 0.002632 LQ1.85 )0.5 − ( D2.5 )( P H )

La ecuación (a) se puede simplificar de la siguiente manera: Hf=

N 2.5

(2 D )

lb/ pulg2

y la ecuación (c): Q ( N )(144) Potencia = P a T 4 HP (66,000) T a P 4 D2.5

Estas tres últimas ecuaciones son las que se utilizarán para los cálculos, puesto que resultan ser las más sencillas. Ahora bien, una vez determinado el valor de la potencia consumida en transmisión del aire, se podrá establecer la ecuación de costos. Si

1 HP = 0.746 kilowatts

y

C H f = (kW/h) (costo del kW/h) C H f = (HP)(0.746 )(T )(C )

donde HP T C

167

Potencia (caballos de fuerza) Tiempo de trabajo (horas) Costo del kW/hora (pesos)

CAPÍTULO 3

Con las ecuaciones anteriores se determina, además de C H f , el diámetro de tubería óptimo más económico para la transmisión del aire comprimido. Este diámetro se determinará gráficamente en virtud de la complejidad de las expresiones para calcular Hf y la potencia.

PROBLEMA 3.8

Determinar Hf y la potencia consumida en la transmisión de aire comprimido, para una instalación donde la temperatura ambiental es Ta = 80oF y la presión atmosférica Pa = 14.7 lb/pulg2abs. Si el compresor tiene una capacidad de 1,500 pies3/min, y la tubería de 4 pulgadas de diámetro tiene una longitud de 400 pies. La temperatura de descarga es de 80oF, y la presión que se debe mantener en las herramientas de trabajo debe ser de 98.07 lb/pulg2abs. SOLUCIÓN

[

N = ( D5 ( P H )2 + 0.002632 L Q1.85 )0.5 − D2.5 P H

]

Sustituyendo

[

N = (4 )5 (98.07 )2 + 0.002632(4 00)(1500 )1.85

] − [(4 ) 0. 5

2.5

(98.07)

]

Operando: N = 123.58

y sustituyendo en las siguientes ecuaciones: 123.58 N = = 1.93 lb/pulg 2 2.5 (2)( D ) (2)(4 )2.5 ; P 4 = P H + H f = 98.07 + 1.93 = 100 psia

Hf= T a= T 4

Potencia =

(14.7)(150 0)(123.58) (144) = 1. 86 HP (66,000)(1 00)(4 )2.5

NOTA:

Ta no se considera en este caso debido a que Ta = 80°F y la temperatura de descarga es igual a 80°F, por lo que (80-80 = 0). PROBLEMA 3.9

Para el problema 3.8, calcular el caudal de aire comprimido (en pies3/s) y el costo de transmitir aire durante un turno de 8 horas, si el costo del kW/h es de 0.80 pesos. SOLUCIÓN

168


(14.7)(80) (1500) Q Q′= P a T 4 = = 3. 68 pies 3 /s (60) T a P 4 (60)(80)(100) de la ecuación C H f = (HP)(0.746 )(T )(C ) C H f = (1.86)(0.7 46)(8)(0.8 0) = 8.88 pesos

PROBLEMA 3.10

Para un sistema de aire comprimido donde se transmiten 2500 pies3/min de aire libre, se desea determinar el diámetro económico de la tubería, considerando que el sistema ahora se localiza a una elevación de 4000 pies s.n.m.; que la temperatura media ambiente es de 60oF; que la temperatura media del aire comprimido es de 90oF y que la presión requerida en la herramienta de trabajo debe ser de 100 psia. Asúmase que el costo de la tubería está gobernado por la ecuación Cp = 11.5 + D2; donde D representa el diámetro de la tubería en pulgadas y Cp el costo unitario en pesos por pie. La longitud de la tubería es de 2,500 pies y el costo horario del kilowatt = 1.00 peso*. NOTA:

En la solución se considerarán diámetros de tubería de 2", 3", 4", 5", 6", 8", 10" y 12". Se consideran costos totales para la tubería y costos anuales de operación de un turno diario de 8 horas.

SOLUCIÓN

Los resultados de los cálculos correspondientes se tabularon y quedaron consignados en la siguiente tabla:

Diámetro N Hf Pot (HP)

C hf

Cp Costo total

*

169

2 pulg 2,763.81 244.29 115.90 252,467.29 38,750.00 $291,217.29

3 pulg 1,991.41 63.87 63.87 139,347.13 51,250.00 $190,597.13

4 pulg 1,328.22 20.60 27.90 60,775.13 68,750.00 $129,525.13

5 pulg 846.00 7.57 11.49 25,028.90 91,250.00 $116,279.90

Los costos son puramente estimativos o ilustrativos porque los precios no están actualizados.

CAPÍTULO 3

Diámetro N Hf Pot (HP)

CHf

Cp Costo total

6 pulg 559.17 3.17 5.02 10,935.17 118,750.00

8 pulg 278.88 0.77 1.25 2,722.90 188,750.00

10 pulg 160.46 0.25 0.41 893.11 278,750.00

12 pulg 101.88 0.10 0.17 370.31 388,750.00

$129,685.17

$191,472.90

$279,643.11

$369,120.31

De los resultados arrojados por esta tabla, es fácil ver que el diámetro económico corresponde a una tubería de 5 pulgadas; y el monto de la inversión por concepto de material (tubos) asciende a 91,250.00 pesos, en tanto que el costo anual de la energía consumida en transmisión corresponde a 25,028.90 pesos anuales. Los resultados tabulados se muestran graficados en la figura 3.2. Otros detalles se evidencian por sí mismos.

FIGURA 3.2 Gráfica de costos TABLA 3.10 Diámetros de tubería recomendables para presiones de 80 a 125 lb/pulg2gage Volumen aire libre (ft3/min)

50200

30-60 60-100 100-200

1.0 1.0 1¼

Longitud de la tubería (pies) 50010001000 2500 Diámetro en pulgadas 1.0 1¼ 1½ 1¼ 1¼ 2.0 1½ 2.0 2¼

200500

25005000 1½ 2.0 2¼

170

CAPÍTULO 3 200-500 500-1000 1000-2000 2000-4000 4000-8000

2.0 2¼ 2¼ 3½ 6.0

2¼ 3.0 4.0 5.0 8.0

3.0 3½ 4½ 6.0 8.0

3¼ 4.0 5.0 8.0 10.0

3½ 4½ 6.0 8.0 10.0

TABLA 3.11 Pérdidas de presión en mangueras de 50 pies con cople2 Diámetro de manguera Presión de (pulgadas) línea (psig) 1/2 50 60 70 80 90 100 110 3/4 50 60 70 80 90 100 110 1 50 60 70 80 90 100 110 1¼ 50 60 70 80 90 100 110 1½ 50 60 70 80 90 100 110

20 1.8 1.3 1.0 0.9 0.8 0.7 0.6 0.4 0.3 0.2 0.2 0.2 0.2 0.1 0.1 0.1

30 5.0 4.0 3.4 2.8 2.4 2.3 2.0 0.8 0.6 0.5 0.5 0.4 0.4 0.3 0.2 0.2 0.1 0.1 0.1 0.1 0.1

40 10.1 8.4 7.0 6.0 5.4 4.8 4.3 1.5 1.2 0.9 0.8 0.7 0.6 0.5 0.3 0.3 0.2 0.2 0.2 0.2 0.2 0.2

Volumen de aire libre en la manguera (p.c.m.) 50 60 70 80 90 100 110 120 18.1 14.8 23.5 12.4 20.0 28.4 10.8 17.4 25.2 34.6 9.5 14.8 22.0 30.5 41.0 8.4 13.3 19.3 24.2 36.6 7.6 12.0 17.6 24.6 33.3 44.5 2.4 3.5 4.4 6.5 8.5 11.4 14.2 1.9 2.8 3.8 5.2 6.8 8.6 11.2 1.5 2.3 3.2 4.2 5.5 7.0 8.8 11.0 1.3 1.9 2.8 3.6 4.7 5.8 7.2 8.8 1.1 1.6 2.3 3.1 4.0 5.0 6.2 7.5 1.0 1.4 2.0 2.7 3.5 4.4 5.4 6.6 0.9 1.3 1.8 2.4 3.1 3.9 4.9 5.9 0.5 0.8 1.1 1.5 2.0 2.6 3.5 4.8 0.4 0.6 0.8 1.2 1.5 2.0 2.6 3.3 0.4 0.5 0.7 1.0 1.3 1.6 2.0 2.5 0.3 0.5 0.7 0.8 1.1 1.4 1.7 2.0 0.3 0.4 0.6 0.7 0.9 1.2 1.4 1.7 0.2 0.4 0.5 0.6 0.8 1.0 1.2 1.5 0.2 0.3 0.4 0.6 0.7 0.9 1.1 1.3 0.2 0.2 0.3 0.4 0.5 0.7 1.1 0.1 0.2 0.3 0.3 0.5 0.6 0.8 1.0 0.1 0.2 0.2 0.3 0.4 0.4 0.5 0.7 0.1 0.2 0.2 0.3 0.4 0.5 0.6 0.1 0.2 0.2 0.3 0.3 0.4 0.5 0.1 0.2 0.2 0.3 0.4 0.4 0.1 0.2 0.2 0.3 0.3 0.4 0.1 0.2 0.2 0.2 0.3 0.3 0.1 0.2 0.2 0.2 0.3 0.1 0.2 0.2 0.2 0.1 0.2 0.2 0.1 0.2 0.1 0.1

130

10.6 9.0 7.9 7.1 7.0 4.2 3.1 2.4 2.0 1.8 1.5 1.2 0.8 0.7 0.6 0.5 0.5 0.4 0.3 0.3 0.2 0.2 0.2 0.2

140 150

9.4 8.4

11.1 9.9

5.5 3.8 2.7 2.4 2.1 1.8

7.2 4.7 3.5 2.8 2.4 2.1

1.5 1.0 0.8 0.7 0.6 0.5 0.5 0.4 0.3 0.3 0.2 0.2 0.2

1.3 1.0 0.8 0.7 0.6 0.6 0.5 0.4 0.4 0.2 0.2 0.2

3.5.5 Diámetros recomendables para transmisión

En la sección de costos quedó revisada la forma de analizar el problema de transmisión de aire comprimido desde el punto de vista económico. Ahora, como referencia rápida, se muestra la tabla 3.10, con la cual se podrá seleccionar una tubería en función de su longitud y de los volúmenes de aire libre que transmite. 2

R.L., Peurifoy. Construction Planning, Equipamentad Methods. 2a. ed. Mc Graw-Hill Co. 1970.

164


Finalmente como complemento de los cálculos, se presenta la tabla 3.11 la cual muestra las caídas de presión en mangueras de diferentes diámetros manejando diferentes volúmenes y presiones. Su uso no se comenta debido a que resulta bastante claro en la información contenida.

3.5.6 Efecto de la columna de aire comprimido

En la industria minera en particular, el aire comprimido se utiliza a una elevación diferente de la elevación a la que se produce. Si la diferencia de elevación entre el compresor y las herramientas es apreciable, se tendrá que tomar en cuenta la presión generada por la columna de aire comprimido correspondiente a esta diferencia de elevaciones. Esta columna se llamará z (figuras 3.3 y 3.4).

FIGURA 3.3

FIGURA 3.4

donde PH P4 w z h

Presión en la herramienta (lb/pulg2abs) Presión de descarga del compresor (lb/pulg2abs) Densidad del aire comp. a la altura de PH (lb/pies3) Diferencia de elevaciones entre compresor y herramienta Altura del compresor sobre el nivel del mar

De la figura 3.3 se nota que la presión en la herramienta PH es igual a la suma de la presión de descarga del compresor P4 y la presión proporcionada por una columna de aire comprimido de altura z. Lo anterior puede quedar expresado matemáticamente de la siguiente forma:

165

CAPÍTULO 3

P H = P 4 + wz En esta ecuación w representa la densidad media del aire comprimido. Si en la igualdad anterior se toma P4 como constante y se deriva PH con relación a z, se obtiene: ∂ PH = 0+ w ∂z y arreglándola en forma de ecuación diferencial:

∂ P H = w ∂z

Ahora bien, el valor de w es función de la presión, del volumen y de la temperatura, por lo que de acuerdo con la ley general de los gases PV = wRT sin embargo, considerando que las columnas no son extremadamente largas, el valor de w se puede considerar relativamente constante a lo largo de la columna. No obstante, se le considera un valor promedio calculado a partir de las condiciones iniciales y finales de la transmisión. Siendo así: Densidad inicial = w i ; Densidad final = w f

Considerando volúmenes unitarios, se podrá escribir: wi =

P4 RT4

y

wf =

PH RT H

donde el valor de la densidad promedio será: w=

1  P4  + PH   2  RT 4 RT H 

Sustituyendo este valor en la ecuación diferencial, se obtiene: 1  P4  + P H  ∂z  2  RT 4 RT H  El manejo de la ecuación anterior se simplifica si se hace ∂ PH =

y N = RT H M = P4 RT 4 1 P H  ∂z  ∂H =  M + N  2 separando variables

166


∂z =

2 ∂ PH ( M + P H /N )

integrando, queda ln ( MN + P H ) =

z 2N + CI

y restituyendo valores antes de tomar límites z   + CI ln  P 4 T H + P H  =  T4  2 RT H Donde CI es la constante de integración. Para calcular el valor de esta constante, se parte de la condición de que cuando z = 0, PH = P4; por tanto   +    ln P 4  T H + 1  = 0 + CI ; ln  P 4 T H T 4 P 4  = CI T4      T4 sustituyendo y transponiendo que

z +   antitransformando ln  P 4 T H P H T 4  =  P 4 T H + P 4 T 4  2 RT H P 4 T H + P H T 4 = Exp  z    P4 T H + P4T 4  2 RT H  NOTA: Con la función Exp, se obtiene el valor de una función exponencial (ex) para un argumento dado.

Finalmente, despejando a PH se obtiene ( P 4 T H + P 4 T 4 ) Exp ( z/2 RT H ) − P 4 T H T4 (A) Para el caso de la figura 3.4, se procede de la forma anterior y para demostrarlo se ilustra con la solución del siguiente problema. PH =

PROBLEMA 3.11

167

CAPÍTULO 3

En una instalación minera, la casa de compresores tiene una elevación s.n.m. de 6,000 pies y el punto de trabajo más profundo en la mina tiene una elevación de 3,000 pies. Si la presión relativa (gage) en este punto no debe ser menor de 80 psig, ¿cuál debe ser la presión gage en el recipiente o tanque receptor del compresor? Las temperaturas inicial y final del aire son 80oF y 60oF, respectivamente. Hf se considera despreciable. SOLUCIÓN

Datos T4 = 80oF; TH = 60oF; P(atm) a 6000 pies = 11.73 lb/pulg2abs P(atm) a 3000 pies = 13.16 lb/pulg2abs (Factor de conversión de oF a oRankine = oF + 460 = oR) Presión absoluta en la herramienta = PH = 80 + 13.16 = 93.16 lb/pulg2abs Presión columna aire comprimido = z = 6000 – 3000 = 3000 pies Presión en el receptor = P4 = ?

Rearreglando y sustituyendo valores en (A), se tiene: ( P 4 T H + P 4 T 4 ) [Exp ( z/ 2 RT H )] - P 4 T 4 T4 P 4 [(T H + T 4 ) [Exp ( z/ 2 RT H )] - T H ] PH = T4

PH =

P4 =

T 4 PH (T H + T 4 ) [Exp ( z/ 2 RT H )] - T H

Sustituyendo valores: P4 =

(80 + 460) (93.16 * 144) [(60 + 460) + (80 + 460)] [Exp[3000/2 (53.3)(520 )]] - 520

2 2 2 P 4 = 12,094. 74 lb/pies abs = 83. 99 lb/pulg abs = 72. 26 lb/pulg gage

Si las temperaturas de transmisión, tanto inicial como terminal son iguales, entonces:

168


P H = ( P 4 ) [Exp[( z/ 53.3 T H )]] P H = ( P 4 ) [Exp[( − z/ 53.3 T H ]] PROBLEMA 3.12

Si en el problema anterior se considera que la temperatura inicial y final del sistema de transmisión es la misma e igual a 60oF, ¿cuál sería la presión relativa de descarga del compresor? SOLUCIÓN

Aplicando y sustituyendo en la ecuación anterior: 2 P H = ( P 4 ) [Exp( z/53.3 T H )]= ( P 4 ) [Exp[(3000/ (53.3) (520)]] = 93.59 lb/pulg abs

despejando P4 P4 =

93.59 = 83.99 lb/pulg 2 abs Exp[3000/( 53.3)(520) ]

Por tanto, si la presión atmosférica a 6000 pies de elevación (lo que resulta ser la altura a la cual se localiza la planta) es igual a 11.73 lb/pulg2abs, la presión relativa de descarga del compresor será: 2 P 4 = 83.99 - 11.73 psia = 72.26 lb/pulg gage Nótese que los resultados obtenidos para P4 en los dos problemas anteriores difieren en menos de 0.5%; por lo que se puede concluir que los resultados obtenidos son muy aceptables dentro del rango de trabajo de las actuales instalaciones, lo que resulta además muy sencillo de manejar. De cualquier manera, en caso de requerirse resultados mas precisos, especialmente cuando T4 difiera mucho de TH, convendrá más usar las ecuaciones (A) y (B) para el cálculo de las presiones de columna.

PROBLEMA 3.13

En una instalación minera, la casa de compresores se encuentra localizada a una altura de 1000 pies s.n.m., donde la presión atmosférica tiene un valor de 14.19 lb/pulg2abs. El aire comprimido se va a utilizar a una altura de 3000 pies, donde la presión atmosférica alcanza un valor de 13.20 lb/pulg2abs. Si las herramientas deben de trabajar a una presión de 100 lb/pulg2gage, ¿cuál debe ser la presión en el tanque receptor del compresor? Se asume que

169

CAPÍTULO 3

las pérdidas por fricción son despreciables y que la temperatura media en el sistema de transmisión, es de 60oF (puede reemplazar a TH). 2 P H = 100 + 13.20 = 113.20 lb/pulg abs

NOTA:

Esta solución corresponde al caso de la figura 3.4.

Aplicando la ecuación PH = (P4 ) [Exp[- z/ (53.3 TH )]] PH = (P4 ) [Exp[- 2000/ (53.3 )(520 )]] = 113. 2 lb/pulg 2 abs 2 P H = (113. 20 ) [Exp[2000/ (53.3 )(520 )]] = 121. 67 lb/pulg abs 2 P 4 = (121.67 - 14.19) = 107.49 lb/pulg gage Como se puede apreciar en este caso, la presión que debe proporcionar el compresor es mayor que la presión requerida por la herramienta de trabajo tal y como se esperaba, pues en este problema en particular el efecto de la columna está en contra, es decir tiene un valor negativo.

OBSERVACIÓN

Si las temperaturas inicial y final del sistema de transmisión resultan notablemente diferentes, se podrán obtener resultados bastante exactos mediante la aplicación de las fórmulas anteriores, si en lugar de utilizar el valor de TH, emplea el valor promedio de T donde: T=

1 (T 4 + T H ) 2

en cuyo caso las fórmulas anteriores quedarán mejor representadas por: P H = (P4 ) [Exp[ z/ (53.3 T )]]

(C)

P H = (P4 ) [Exp[ z/ (53.3 T )]]

(D)

PROBLEMA 3.14

Resolver el problema 3.11 utilizando ecuación (C)

170


SOLUCIÓN

T=

1 ( T H + T 4 ) = ( 80+ 60 )/ 2 = 70o F 2

T = 70 + 460 = 530°R (grados Rankine) PH = 93.16 lb/pulg 2abs

z = 3,000 pies

Sustituyendo valores P 4 = (PH ) [Exp[ − z/( 53.3 T )]]

2 P 4 = (93.16 ) [ Exp[-3000/ (53.3) (530)]]= 83.77 lb/pulg abs

P4 = 83.77 - 11.73 = 72.04 lb/pulg 2 gage 3.5.7 Efectos combinados de columna y de fricción

Aplicando el principio de la superposición, los efectos de columna y fricción se suman algebraicamente al valor de la presión en la herramienta para obtener el valor de la presión de descarga.

PROBLEMA 3.15

Un compresor que procesa 1500 pies3/min de aire libre, se localiza a 6000 pies s.n.m. El punto de utilización del aire comprimido está localizado a 3000 pies s.n.m., y el aire se transporta por una tubería de 4 pulg. de diámetro con una longitud 2000 pies a los lugares de trabajo. Se requiere conocer cuál debe ser la presión gage en el tanque receptor del compresor, si la presión en la herramienta debe ser de 100 psig. La temperatura promedio en la tubería es de 60ºF, (520ºR). SOLUCIÓN

Presión atmosférica a 6000 pies = 11.73 lb/pulg2abs Presión atmosférica a 3000 pies = 13.16 lb/pulg2abs 2 P H = 100 + 13.16 = 113.16 lb/pulg abs

171

CAPÍTULO 3

Sustituyendo en la ecuación (D) y despejando a P4:    − z   − 3000   2 ( P 4 - P H )Exp   = (113. 6 )Exp    101. 55 lb/pulg abs ( 53 . 3 )( T ) ( 53 . 3 )( 520 )       Ahora se calculará Hf, para lo cual se usan las ecuaciones:

[

N = ( D5 P H 2 + 0.002632 LQ1.85 )0.5 − D2.5 P H

]

y

Hf =

N 2( D )2.5


[

N = (4 )5 (113.16 )2 + 0.002632[( 2000)(1500 )1.85 ]0.5 - (4 )2.5 (113.15)

]

N = 510.10

Hf =

510.10 = 7.97 lb/ pulg2 abs 2.5 (2)(4 )

[

]

2 P 4 (corregida ) = 101.55 + 7.97 = 109.52 lb/pulg abs 2 P 4 (corregida ) = 109.52 - 11.73 = 97.79 lb/pulg gage

3.5.8 Tanques receptores para amortiguación

Los compresores de movimiento alternativo producen flujo de aire pulsante en la descarga. Lo anterior puede causar oscilaciones en la tubería de transmisión (en caso de que ésta estuviera conectada directamente a la descarga del compresor) y producir resonancia con el consecuente efecto de daños en las válvulas del compresor y en la tubería. Para evitar las vibraciones (efecto de resonancia), se deben instalar tanques amortiguadores que consisten en depósitos de aire localizados inmediatamente a la salida del compresor. Estos tanques amortiguadores poseen una descarga con una válvula en la parte inferior, que sirve para drenar el agua de condensación. Esta válvula deberá abrirse cada dos días como mínimo con objeto de drenar y recuperar el volumen original del tanque, el cual se encontraba parcialmente ocupado por aceite y agua condensada en su interior. Adicionalmente, se le debe dar servicio de limpieza y revisión cada tres meses para remover el carbón que se acumula y que en un momento dado puede ocasionar incendios espontáneos o explosiones. 3.5.9. Funciones de los receptores de aire

Los tanques receptores tienen las siguientes funciones primarias:

172

CAPÍTULO 3

1. Absorber las pulsaciones de la línea de descarga del compresor, para hacer más uniforme el flujo del aire hacia las líneas de distribución. 2. Ser un almacén de aire que puede suministrar cierto volumen adicional a la capacidad del compresor, con objeto de cubrir demandas imprevistas de corta duración. 3. Colectar parte del agua y del aceite lubricante que no alcanzaron a ser separados ni en el interenfriador ni en el postenfriador. El agua y el aceite se depositan en el fondo del tanque, debido al cambio de velocidad del aire al entrar en el tanque. Para lograr un efecto de amortiguación aceptable, el volumen del tanque deberá ser al menos igual a aproximadamente diez veces el volumen de desplazamiento del cilindro de alta presión del compresor. En muchos casos resulta aconsejable instalar más de un tanque receptor en el sistema, con lo que se conseguirá operar por períodos determinados con una demanda de aire superior a la de la capacidad de los compresores instalados, sin disminuir la presión en las herramientas hasta niveles que resulten ineficientes o inoperables. Resulta relativamente frecuente que en un sistema donde se necesite aumentar la capacidad de los compresores, el problema se resuelva más económicamente mediante un incremento en la capacidad de almacenaje del aire en tanques receptores.

3.5.10 Análisis de los tanques receptores

Antes de entrar en el desarrollo de fórmulas, conviene recapacitar un poco sobre el comportamiento de sistemas que incluyen tanques receptores. Para empezar, se ha establecido que los tanques sirven para satisfacer consumos que sobrepasan la producción de aire comprimido, siempre y cuando éstos sean de corta duración, de tal manera que la presión de alimentación de las herramientas de trabajo no se abata excesivamente. Con relación a este punto, se podría pensar que si la demanda de aire es superior a la producción de una manera sostenida, forzosamente se tendrá que alcanzar un punto en la presión del sistema que llegue a cero, punto en el cual ya no existe aire comprimido en el sistema. La realidad es otra, pues el pico de consumo se alcanza instantáneamente, después de lo cual la presión empieza a decrecer y, por consecuencia, los volúmenes de aire que fluyen hacia las herramientas también comienzan a disminuir hasta que se alcanza un punto de equilibrio en el que la masa de aire que entra al sistema iguala a la masa de aire que sale de éste. Cuanto mayor sea la demanda, más rápidamente se alcanza este punto de equilibrio; de aquí que se intu-

164


ya que un sistema bien diseñado, es aquel que bajo demandas intempestivas sostenidas, mantiene el valor de la presión final por encima de un valor predeterminado que no sacrifica mucho la eficiencia del equipo de trabajo; por ejemplo, las perforadoras neumáticas registran buena eficiencia de trabajo en el rango de presiones que van de las 85 a las 100 libras/pulg2. Para este caso, un sistema bien diseñado sería aquel que bajo demandas imprevistas no baje su presión más allá de las 85 libras/pulg2. Ahora se desarrollará la ecuación que proporciona la variación de presión con relación al tiempo. Para ello, se considerará la masa de aire que reside actualmente en el compresor como W0; la masa de aire que entra al receptor como We y la masa de aire que sale del receptor como Ws. Con estos datos se puede establecer la siguiente igualdad: W = [W0 (lb) + W e (lb/min) ] [t (min) − W s (lb/min) ] [t (min)] W = W 0 + W e (t ) − W s (t ) En la expresión anterior W representa la masa total de aire existente en un momento dado. Si se considera que la temperatura del aire entrante T4 es la misma que la temperatura del tanque receptor T0 y haciendo uso de la ecuación general de los gases, se podrá evaluar cada una de las literales W, de la siguiente forma: P0V 0 W0 = RT 0

;

P4V 4 We = RT 0

V y W s = P0 s RT 0

Sustituyendo valores:

W=

1 [P 0 V 0 + P 4 V 4 (t ) − P 0 V s (t )] RT0

(E)

Después del instante de sobredemanda cero, la presión se modifica con el efecto simultáneo de disminución en el caudal de salida. Esto se podrá tomar en cuenta con base en la teoría de los orificios, la cual establece que las presiones en el orificio a través del cual circula un fluido, varían de una manera directamente proporcional al cuadrado del caudal; lo cual expresado en forma analítica queda como sigue:

165

CAPÍTULO 3

P1 =  Q1  Q  P2  2

2

Lo que aplicado a las necesidades específicas del planteamiento: P 0 =  V s 0    Pf  Vs 

2

donde P0 Pf Vs Vs0

Presión inicial en el receptor Presión final en receptor después de intervalo t Caudal saliente del receptor en cualquier instante Caudal saliente del receptor en el instante cero

De la última expresión: VS = VS 0

W =

[

1 P0V0 + P4V4 (t ) − VS 0 ( P0 P f ) 0. 5 RT0

]

 Pf   P0

  

0. 5

(t )

(F)

De la misma forma, la presión final en el receptor en un instante dado, estará expresada por la misma ley general de los gases, de tal forma que: Pf=

WRT 0 V0

y sustituyendo el valor de W dado en la expresión (F), Pf queda

P 0 V 0 + P 4 V 4 (t ) − [V s 0 (t )( P 0 P f )] Pf= V0

0. 5

transformando

(G)

[

]

1/2 (H) V 0 P f = P 0 V 0 + t P 4 V 4 - V s 0 (P 0 P f )

La ecuación (G) también se podrá expresar en los siguientes términos: 166


[V

P f − ( P 0' V 0 + P 4 V 4 t )] = 2

0

[(− V

v0

) ]

( P 0 P f )1/ 2 (t )

2

(G')

y continuando con la transformación, se obtiene finalmente

[

]

(V 0 )2 ( P f )2 − P f 2 V 0 ( P 0 V 0+ P 4 V 4 (t ) +( V s 0 )2 t 2 P 0 + ( P 0 V 0+ P 4 V 4 t )2 = 0

(I)

Esta última expresión corresponde a la forma 2 Ax + Bx + C = 0 (ecuación cuadrática)

donde A = V 20 B = 2 V 0 ( P 0 V 0 + P 4 V 4 t ) + (V s 0 )2 t 2 P 0 C = ( P 0 V 0 + P 4 V 4 t )2 Si se hace M = P0 V0 + P4V4(t), se podrán simplificar un poco más las expresiones anteriores como sigue:

A = V 02 B = 2 V 0 M + (V s 0 )2 t 2 P 0

(J)

C = M2 Por lo que la solución de la ecuación cuadrática (I) corresponde:

Pf =

− B ± ( B 2 − 4 AC )1/2 2A (K

)

167

CAPÍTULO 3

Para ilustrar los conceptos anteriores, se resolverán algunos problemas.

PROBLEMA 3.16

Un compresor admite 1,100 pies3 de aire libre por minuto a una presión de entrada de 14.5 psia y 60 oF. El aire se debe comprimir a una presión final de 100 psia. La temperatura en la descarga del postenfriador es T4 = 80oF. La temperatura en el tanque receptor se mantiene constante a 80oF. Se requiere graficar la variación en el tanque receptor. También se requiere conocer la presión mínima estable registrada en el tanque receptor y el tiempo en que se alcanza este valor. La capacidad del tanque receptor es de V0 = 500 pies3 y el pico más elevado de consumo o demanda instantánea es Vs0 = 1.2 V4. SOLUCIÓN

Se calculará el valor de Pf cada medio minuto hasta que sus valores prácticamente no varíen. La tabulación cubrirá un período de aproximadamente 6 minutos. Cálculo de la masa de aire que procesa el compresor: P1V 1 = WRT 1 ; W =

P1 V 1 RT 1

sustituyendo valores: W=

(14.5) (144 ) (1100) = 79.8 lb/min 53.3 ( 460 + 80 )

Cálculo del caudal de aire que entra al receptor: V4 = Ve =

( 79.8) (53.3) (540) WRT 4 = = 159.90 pies3 /min (100)(144) P4

De las condiciones del problema: Vs0 = 1.2 V4 = 191.40 pies3/min y aplicando las ecuaciones (J) y (K) se tiene: M = (P0 V0) + (P4 V4 t), de donde resulta que: para t = 0 min

168


M ( 0) = P 0 V 0 = (100) (144) (500) = 7 ′200,000 y para t = 0.5 min

M ( 0.5) = (100) (144 ) 500 + (100) (144) (159.5) ( 0.5) = 8′348,400 Para M(0), las variables A, B y C toman los siguientes valores:

A = (V 0 )2 = (500 )2 = 250,000 B = 2 V 0 M − (V s 0 )2 (t )2 P 0 = 2(500 )( 7.2 ) (106 ) - (191.4 )2 ( 0 )2 (100 ) (144 )

B = ( 7,200)(106 ) = 7,200' 000,000 C = M 2 = ( 7 ′200,000 )2 = (5.87 )(1013) para t = 1.0 min Para M(1.0), las variables A, B y C toman los siguientes valores: A = (V0 ) 2 = (500) 2 = 250,000 B = ( 2 ) (500) (8′348,400) - (191.4 )2 ( 0.5 )2 (100) (144 ) B = 8,216' 518,000 C = M 2 = (8′348,400 )2 = (6.969578256) (1013) Procediendo de manera similar para los restantes valores de t, se obtiene la siguiente tabla.

169

CAPÍTULO 3

Tabulación de valores: t (min) 0.0 0.5 1.0 1.5 2.0 2.5 3.0 3.5 4.0 4.5 5.0 5.5 6.0

M * 103 7,200.0 8,348.4 9,496.8 10,645.2 11,793.6 12,942.0 14,090.4 15,238.8 16,387.2 17,535.6 18,684.0 19,832.4 20,980.8

A * 103 250 250 250 250 250 250 250 250 250 250 250 250 250

B * 1010 0.7200000000 0.8480282256 1.0024329020 1.1832140300 1.3903716100 1.6239056400 1.8838161220 2.1701030540 2.4827664380 2.8218062740 3.1872225600 3.5790152980 3.9971844860

C * 1014 0.5184000000 0.6969578256 0.9018921024 1.1332028300 1.3908900100 1.6749536400 1.9853937220 2.3222102540 2.6854032380 3.0749726740 3.4909185600 3.9332408980 4.4019396860

Con los datos tabulados en la tabla anterior, se podrán calcular los valores de Pf mediante el empleo de la fórmula (K). Para el caso del problema aquí planteado, la presión decrece en función del tiempo, debido a que existe una sobredemanda y por lo mismo, se deberá emplear el signo negativo (–) del radical, ya que si se emplea el signo positivo (+), los resultados de Pf excederían a los valores iniciales. Los valores de Pf se encuentran tabulados en la tabla: Tabulación de resultados para valores de Pf t (min) 0.0 0.5 1.0 1.5 2.0 2.5 3.0 3.5 4.0 4.5 5.0 5.5 6.0

Pf (lbs) lb/pie2 lb/pulg2 14,400.00 100.00 13,981.03 97.09 13,630.03 94.66 13,333.89 92.60 13,080.00 90.83 12,860.61 89.31 12,669.37 87.98 12,501.34 86.81 12,352.64 85.78 12,220.21 84.86 12,101.57 84.04 11,994.70 83.30 11,897.99 82.62

Los valores tabulados de Pf han sido graficados en la figura 3.5. Obsérvese en la gráfica, que después de aproximadamente el séptimo minuto, la presión en el recipiente casi no varía.

170


FIGURA 3.5 Variación de Pf en función del tiempo

De los resultados alcanzados se pueden obtener las siguientes conclusiones: El sistema puede ser útil, si la eficiencia de las herramientas no baja demasiado con una presión de trabajo del orden de 82 psia, que es la presión última esperada. De la gráfica, se pueden obtener los tiempos de duración para demandas intempestivas, cuyo valor inicial sea 191.4 ft3/min sin que se abata la presión por debajo de cierto valor predeterminado, por ejemplo, si se desea que la presión no baje de 95 psia, la duración de la sobredemanda no debe de exceder de un minuto. Es de esperarse que si la sobredemanda disminuye en valor, el sistema se estabilizará en un valor de Pf comprendido entre 82 y 100 psia. Si después de un período de sobredemanda sobreviene una baja en la demanda, Pf se restablecerá al valor de P0 (presión inicial), valor que se podría sobrepasar si no fuera por la existencia de las válvulas de seguridad de las que están provistos los tanques receptores, las que regulan la presión final a un valor prestablecido. Si las condiciones se invierten, es decir, que la demanda disminuya con relación a la producción después de un período de abatimiento, las fórmulas deducidas anteriormente todavía seguirán siendo de utilidad, lo cual se demostrará mediante la solución de un problema complementario al anterior. PROBLEMA 3.17

171

CAPÍTULO 3

En el problema anterior, si después del minuto 4 las condiciones de producción y demanda se invierten, es decir, ahora existe una baja en la demanda cuyo valor es Vs0 = 130 pies3/min, mientras que la producción se mantiene al mismo ritmo de Ve = 159 ft3/min, calcular las presiones en el tanque receptor al final de los minutos 2 y 4. SOLUCIÓN

Para este caso P0 = 85.78 psia = 12,352.64 lb/pies2 abs V0 = 500 pies3 V4 = 159.50 pies3/min P4 = 100 psia = 14,400 lb/pies2 abs Sustituyendo en las fórmulas respectivas M = P 0 V 0 + P 4 V 4 (t )

M ( 2) = (12,352.64) (500 ) + (14,400) (159.5) ( 2) = 1′ 0769,920 M ( 4) = (12,352.64) (500) + (14,400) (159.5) ( 4) = 1′ 5363,520 A( 2 ) = 250,000; B ( 2) = (1.160495846) (10 )10 ; C (2 ) = (1.159911768) (10 )

14

A ( 4 ) = 250 ,000 ; B( 4 ) =

(1.870367386 )(10 )10 ; C ( 4 ) = (2.360377468 )(10 )14

Aplicando los valores en la ecuación (G) se obtiene 2 2 P f (2.0) = 14,564.96 lb/ pies abs = 101. 15 lb/pulg abs

2 2 P f (4.0) = 16,072. 90 lb/ pies abs = 111. 62 lb/pulg abs

Estos dos valores de Pf también se encuentran graficados en la figura 3.5, donde se puede observar que la presión de 100 lb/pulg2abs se alcanza en aproximadamente 1.75 min después de que se ha efectuado la inversión de condiciones, es decir a 5.75 min contados desde el origen. Asimismo se observará que para aproximadamente la misma diferencia de caudales, el tiempo de recuperación de la presión es más corto; en otras palabras, una diferencia de caudales de aproximadamente 30 pies3/min, toma 4 minutos en llevar la presión en el tanque receptor de 172


100 a 85.78 lb/pulg2abs; mientras que para restaurar la presión de 85.78 a 100 lb/pulg2abs se invierten solamente 1.75 minutos.

3.6 Equipos neumáticos para barrenación en minería subterránea 3.6.1 Máquinas perforadoras

Las máquinas neumáticas de perforación en roca, cuyos nombres y rangos de acción se ilustran en la figura 3.6, constituyen los primeros equipos contemporáneos de perforación, predecesores de las actuales máquinas de perforación de pierna neumática o de pierna de extensión. Las máquinas perforadoras originales eran equipos sumamente pesados y poco maniobrables por su peso y volumen, si se les compara con las actuales. A pesar de ello, en su época rindieron excelentes resultados. Con el tiempo y con los avances tecnológicos de la época moderna, se desarrollaron los equipos de pierna neumática, los cuales vinieron a revolucionar a la industria minera en el renglón de explotación y que de hecho, constituyó el avance más notable de la segunda mitad del siglo XX. En las operaciones mineras subterráneas y superficiales, el uso de las perforadoras neumáticas (en sus diferentes tipos), es el método más generalizado para ejecutar las barrenaciones. En ciertos tipos de minado, como es el caso de los de cielo abierto, también se puede utilizar con ventaja la perforadora de percusión y la de rotación, especialmente cuando se alojan grandes volúmenes de explosivos en un solo barreno. En otras ocasiones, como sucede en las minas de carbón, el uso de máquinas cortadoras ha sustituido a las máquinas perforadoras y en terrenos plásticos es usual la perforación mediante barrenas helicoidales. A lo largo de la historia han existido muchos y muy variados tipos y tamaños de máquinas neumáticas de perforación adecuadas al uso específico para el cual fueron diseñadas, pero el común denominador de todas ellas ha sido el principio de operación basado en el empleo del aire comprimido como fuerza motriz. Algunos ejemplos de los equipos aquí mencionados se describen a continuación.

173

CAPÍTULO 3

FIGURA 3.6 Rangos de acción de las antiguas máquinas de perforación

3.6.1.1 Máquinas jackhammer (sinker, plugger o pistola)

Máquina perforadora de roca con motor neumático sin pierna y sin estructura de soporte (figura 3.7), que barrena exclusivamente en sentido vertical descendente (hacia abajo), con un radio de acción de 90o (45o a cada lado) aproximadamente (figura 3.6).

FIGURA 3.7 Máquina perforadora tipo jackhammer (pistola)

174


´

FIGURA 3.8 Máquina perforadora tipo stoper (espiga)

3.6.1.2 Máquina stoper (espiga)

Máquina perforadora de roca con motor neumático, que se utiliza para barrenar única y exclusivamente en sentido vertical ascendente (hacia arriba). En esta máquina se dispone de un vástago que corre dentro de un cilindro y que forma parte del cuerpo de la perforadora, el cual acciona neumáticamente y al salir ejerce una presión ascendente que empuja la máquina contra el cielo de la obra (figura 3.8). Es particularmente útil en el cuele de contrapozos y en rebajes con requerimientos de barrenación ascendente. Tiene un radio de acción de 90o aproximadamente (45o a cada lado) (figura 3.6). 175

CAPÍTULO 3

3.6.1.3 Máquina drifter (layner, de frente o montada)

Máquina perforadora de roca con motor neumático que barrena en sentido horizontal, con un radio de acción de 45o hacia arriba o hacia abajo. Puede girar su brazo de soporte 180o alrededor de la columna de la estructura (figura 3.9). Para su operación se requiere de una estructura sumamente robusta, la cual está constituida por una columna tubular que se debe acuñar contra el piso y contra el techo de la obra. Esta columna lleva acoplado perpendicularmente un brazo sobre el cual se "monta" la máquina, siendo ésta la razón de su nombre coloquial en la jerga minera.

FIGURA 3.9 Máquina perforadora tipo drifter (montada)

3.6.1.4 Máquina de pierna neumática (o de extensión)

También conocida como máquina de barrenación para usos múltiples debido a su versatilidad, en comparación con las anteriores. Lo mismo trabaja en forma ascendente que descendente o de frente. Esta máquina está constituida por una pistola común con un sistema de montaje sobre una pierna neumática o empujador de apoyo, que posee un cilindro con vástago y una articulación superior (figura 3.10). Estas máquinas, debido a su uso múltiple y a su versatilidad en

176


las operaciones mineras subterráneas, han sustituido con ventaja a las antiguas máquinas perforadoras.

FIGURA 3.10 Máquina de pierna neumática

3.6.1.5 Jumbos de perforación

177

CAPÍTULO 3

Son equipos modernos con máquinas perforadoras de roca montadas sobre plumas multidireccionales y todo el conjunto sobre un chasis autopropulsable. Se ocupan en trabajos horizontales de grandes dimensiones. Disponen de uno o más brazos, en cada uno de los cuales llevan una máquina perforadora que puede trabajar en forma simultánea, perforando igual número de barrenos (figura 3.11). Su empleo es adecuado en el cuele rápido de obras de avance horizontal y de gran sección o en grandes rebajes de producción que justifiquen su uso.

FIGURA 3.11 Jumbo de perforación

3.6.1.6 Wagon-drill y track-drill

Son máquinas para usos específicos, tales como barrenaciones largas verticales descendentes en el interior de la mina o en la superficie. Al igual que los jumbos, están montadas sobre un chasis de dos o más ruedas de goma, autopropulsables o de arrastre, o sobre chasis de oruga (invariablemente autopropulsables). La diferencia básica entre estos equipos consiste precisamente en el tipo de chasis sobre el cual van a propulsarse: los que van montados sobre ruedas de goma se les denomina wagons (figura 3.12) y los que van sobre orugas o carriles, se les llama tracks (figura 3.13). El equipo cuenta con una o dos "plumas" a lo largo de las cuales se desplazan las máquinas de perforar. Las plumas admiten movimiento vertical (con respecto al plano horizontal), con objeto de poder colar barrenos con inclinaciones de hasta 45o. La presión para la perforación se proporciona mediante aire comprimido, en tanto que el movimiento de las máquinas sobre las "correderas" de las plumas puede ser neumática o mecánica (mediante cadenas).

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FIGURA 3.12 Wagon drill

FIGURA 3.13 Track drill

Todas las máquinas mencionadas (excepto las más antiguas que ya casi no se producen), se fabrican en diversos modelos que varían en peso, potencia, presión de trabajo, consumo de aire comprimido, etc., dependiendo del trabajo a que se les destine. Las marcas comerciales acreditadas en el mercado son numerosas y los altos volúmenes de ventas que algunas de ellas alcanzan a tener en ciertas épocas, se debe a la introducción de mejoras mecánicas o de efi-

179

CAPÍTULO 3

ciencia, ya que en principio, todas las máquinas y sus mecanismos de operación son los mismos en todas las marcas. NOTA:

Las máquinas neumáticas para perforación en roca, ya sea para usos en minería o en construcción, trabajan a base de aire comprimido, pero además de la entrada de aire, tienen una entrada para agua, la cual al momento de accionar los mandos, se inyecta a la máquina a través de un conducto que existe a todo lo largo de la barrena y que la deposita en el fondo del barreno, con lo que se evita la proliferación de polvos dañinos para el sistema respiratorio de los operadores.

Esta vía de agua no actúa como refrigerante, ni para la máquina ni para las herramientas y elementos de perforación.

3.6.2 Brocas y barras de perforación

Parte esencial del proceso de barrenación y de su economía, es la barra de perforar o elemento cortante que es lo que sufre mayor desgaste. Las barras integrales están formadas por un zanco (a); un cuello (b); un cuerpo (c); y una broca (d). El tipo de barra que más se utiliza en la mayoría de los equipos de barrenación es la de sección hexagonal (figura 3.14), con excepción de la barra lisa o circular que usan los stopers. El zanco en las barras hexagonales tiene una longitud estándar de 3¼ a 4¼ pulgadas. En las barras redondas el zanco se sustituye por retenes, en los cuales la distancia a varía de 37/8 a 51/16 pulgadas, según el diámetro y longitud de la barra. Las longitudes varían desde 2 hasta 20 pies, aunque los tamaños más comunes de acero hexagonal son de 4, 6, y 8 pies. Cabe indicar que en la manufactura estándar de barras de perforación, a medida que crece la longitud l, disminuye el diámetro d; lo cual tiene como objeto el evitar que la broca quede atrapada o atorada dentro del barreno (figura 3.14). Por lo que respecta a la broca o elemento cortante de la barra, puede ser de tipo integral o de tipo cambiable o acoplable (figura 3.14). Cuando son cambiables, el acoplamiento se hace por medio de rosca contraria al movimiento de rotación de la máquina o bien por medio de fricción en un acoplamiento cónico (figura 3.15). Las brocas cambiables poseen diversos diseños en el elemento cortante (figura 3.16), los cuales pueden ser del mismo acero de la broca o estar formados por "pastillas" de aceros especiales, entre los cuales los más usados son las aleaciones de carbo-tungsteno y acero-manganeso. En el primer caso, las brocas suelen ser desechables después de que los "gavilanes” se han reducido por desgaste. En el caso de las brocas con inserto y después un número determinado de afiladas (cuando los gavilanes se han desgas-

180


tado), las brocas podrán ser reinsertadas con pastillas nuevas. El reinserto solía hacerse en los talleres de los fabricantes, aunque algunas unidades mineras contaban también con este tipo de servicios.

a Zanco b Cuello c Cuerpo

d Broca i Longitud de e Filo de metal duro h Conducto de agua

la barra

FIGURA 3.14 Barra integral de sección hexagonal

Longitud de la barra sin zanco (mm) 800 1600 2400 3200 4000 4800

Diámetro de la broca (mm) 34 33 32 31 30 29

Cuando las barras son del tipo integral, es decir que el elemento cortante forma parte de la barra misma, el procedimiento es igual, bien sea que se trate del modelo "en cruz" o del modelo "cincel". Hoy en día, se ha generalizado el uso de la barra integral tipo cincel con inserto de carbo-tungsteno, en la cual la vida útil de la barra dependerá del desgaste de la pastilla, o sea, que cuando ésta pierde filo, se aguzará por medio de afiladoras de esmeril especialmente diseñadas para tal fin, las cuales evitan el calentamiento de la pastilla durante el proceso de afilado (figura 3.19). La operación se debe realizar obteniendo los ángulos en los gavilanes con las tolerancias de desgaste especificadas en un escantillón o plantilla. Cuando por ruptura de la pastilla o desgaste de los gavilanes la broca queda fuera de servicio, entonces se tendrá que recurrir al reinserto de la pastilla y si esto no es posible, entonces se tendrá que desechar la barra entera. La duración de las brocas o de las pastillas, tratándose de barras integrales, dependerá de la dureza de la roca sobre la cual se esté trabajando, así como de la habilidad del perforista para

181

CAPÍTULO 3

evitar golpes excesivos en la pastilla. La vida normal de una barra tipo cincel, suponiendo un cierto número normal de afiladas, es del orden de 500 a 800 m de perforación. En rocas muy duras la vida útil no llegará ni a 100 m y, contrariamente, en rocas suaves la duración se podrá extender más allá de los 1,000 m. El consumo de barras constituye un renglón básico en los costos de operación de cualquier unidad minera. El cargo correspondiente se obtiene dividiendo el costo unitario del acero (incluyendo los costos de afilado y reposición de pastillas), entre el número de metros perforados durante la vida útil de la barra, obteniéndose así los costos por metro barrenado. Todas las unidades mineras de mediana y gran capacidad invariablemente disponen de un almacén de barras y brocas, así como de talleres especializados para el mantenimiento y reparación, tanto de máquinas de perforación como de barrenas. Al inicio de cada turno de trabajo, los perforistas deberán sacar del almacén las barras que van a ocupar y firmar el vale correspondiente, el cual rescatarán al término de su turno mediante la devolución de las barras mismas que reingresan al almacén, unas para reparación, otras para almacenamiento y otras más para darlas de baja. Mediante el procedimiento descrito será posible, a través del control de almacenes, llevar un registro de los consumos y gastos de mantenimiento por concepto de barrenación.

3.6.3 Parada de barrenación

En la jerga minera se conoce como una “parada de barrenación” a un juego de tres barrenas de diferentes longitudes y diámetros, las cuales se introducirán a medida que se ahonde el barreno hasta alcanzar la longitud de la última barra, la cual representará la longitud total del barreno terminado. La barrenación se inicia con una barra de 2 pies de longitud y un diámetro en los aguilones de 1¼ "; esta barra se conoce con el nombre de “rompedor”, la cual una vez que ha barrenado los 2 pies que le corresponden, se cambiará por otra de 4 pies de longitud y diámetro ligeramente menor (1"), conocida ésta como “segundo”. Cuando el segundo termina su función, nuevamente se realizará otro cambio de barra, esta vez por una de 6 pies de longitud y 7/8" de diámetro llamada “tercero”. En resumen, la parada de barrenación estará constituida por un rompedor, un segundo y un tercero. La longitud (profundidad) de barrenación de cada barra varía en múltiplos de 2, que corresponden a los tamaños que producen de línea los fabricantes de acero de barrenación. De esta forma, se pueden tener paradas de tres fierros, en las siguientes posibles combinaciones: 2, 4 y 6 pies; 2, 6 y 8 pies; 4, 8 y 10 pies, etc.

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Roscadas

De zanco acuñado a presión

FIGURA 3.15 Brocas intercambiables

183

CAPÍTULO 3

FIGURA 3.16 Diseños diversos de brocas de barrenación

184


3.6.4 Accesorios para máquinas de perforación Mangueras de alta presión

Las mangueras de hule para aire comprimido se especifican por su diámetro interior y el número de capas con que han sido construidas. Las longitudes estándar son de 7.5 y 15 m. En cada extremo se debe colocar una conexión con las abrazaderas correspondientes (figura 3.17). Equipo para agua

La barrenación en seco, aun en la superficie, está prohibida por los reglamentos de higiene en el trabajo, de ahí que la perforación neumática deba realizarse en húmedo a fin de evitar el desprendimiento de los polvos producidos los cuales dañan severamente la salud de los operadores. Para cumplir con lo anterior se debe disponer en todo lugar de trabajo subterráneo de una terminal para toma de agua, lo cual presupone la red correspondiente, que siempre deberá ser instalada paralela a la red de aire comprimido, calculándose de acuerdo con el gasto requerido por el equipo de perforación. Algunas veces la distribución del agua se hace por gravedad instalando un tanque elevado. En otras se hace por medio de bombas y en otras más intercalando en la red tanques con toma de aire comprimido, a través de los cuales se obtiene la presión necesaria en la línea. En la terminal se debe disponer de válvulas de conexión para manguera (figura 3.17), las que a su vez se conectarán a la máquina, donde pasará el agua a través de la barra de perforación hasta la zona de corte, saliendo por el mismo barreno y arrastrando consigo los detritos producto del corte.

185

CAPÍTULO 3

1. 2. 3. 4. 5. 6. 7. 8.

Garras fuertes Cabeza universal Funda de caucho sintético Tacos de cierre Descanso de la funda de caucho Tacos de cierre Abertura amplia que ofrece poca resistencia al paso del aire Niple de manguera

Figura 3.17 Acoplamiento para mangueras tipo "garras"

Equipo de lubricación

Todos los equipos que trabajan a base de aire comprimido están sujetos, por la índole misma de los mecanismos internos de la máquina, a un desgaste considerable, lo cual determina la necesidad de mantener una lubricación permanente y constante. Tratándose de las máquinas perforadoras, se logra por medio de dosificadores de presión llamados "lubricadores de línea" (figura 3.18), en los cuales se dispone de una cámara de presión provista de un tapón en donde se vierte el tipo de aceite especificado por el fabricante, el cual, por medio de un sistema de válvulas de presión y al paso del aire comprimido, dosifica una cantidad constante de aceite que penetra al mecanismo del equipo a través de la manguera de aire comprimido. De esta forma, se logra obtener una lubricación permanente en las partes internas de las perforadoras.

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FIGURA 3.18 Lubricador de línea para perforadoras

Sección longitudinal

Corte transversal

FIGURA 3.19 Detalle de un lubricador de línea para perforadora

Equipo para afilado de brocas y barras de perforación

187

CAPÍTULO 3

FIGURA. 3.20 Escantillón para afilado de barras perforadoras

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FIGURA 3.21 Máquina afiladora de brocas para barras integrales

189

CAPÍTULO 4

TEORÍA Y USO DE LOS EXPLOSIVOS

4.1 Generalidades 4.1.1 Definición Un explosivo es una substancia sólida, líquida o una mezcla de ambas, la cual bajo la aplicación de un estímulo adecuado se convierte en un intervalo muy corto de tiempo en otra substancia más estable, conllevando en el proceso liberación de calor, sonido y energía en forma de ondas de choque y/o presión de gases de expansión. La mayor parte de los materiales explosivos se descompone en gases calientes que ocupan un gran volumen dentro de la pequeña área en que se confinan (barreno). La presión generada por estos gases ejerce un esfuerzo compresivo de gran magnitud sobre la masa rocosa que rodea al barreno, obligando a ésta a romperse en fragmentos de diversos tamaños dependiendo del tipo y cantidad de explosivos cargados y de las características físicas de la roca.

4.1.2 Usos Los explosivos se utilizan en diversas industrias y se clasifican según su empleo en: a) Usos militares − − − −

Como propelante, en la fabricación de municiones. Como agente destructor en la fabricación de bombas, granadas y torpedos. Para demoliciones de carácter militar. Para usos pseudociviles.

b) Usos industriales

CAPÍTULO 4

Minería La minería ocupa el primer lugar como consumidor industrial. Se emplea en el cuele de la mayoría de las obras mineras (tiros, socavones, túneles, contrapozos, bancos en operaciones a cielo abierto, etc.). Exploraciones geofísicas Se emplean generalmente en exploraciones sismológicas. Ingeniería civil Se emplean en la construcción de presas, caminos, aeropuertos, demoliciones civiles, túneles carreteros, túneles para el transporte de agua, etc. Industria de la construcción Se usan para realizar zanjas para las cimentaciones de edificios, de maquinaria y de equipo pesado; para demoliciones civiles, movimiento de tierras, etc. Ingeniería marítima En la construcción de muelles y puertos, en labores auxiliares de dragado, etc. Agricultura En la perforación de pozos, canales de irrigación, zanjas de drenaje, desmonte de tocones, desmoronamiento de tierras de labranza, etc. Ingeniería mecánica y eléctrica En la construcción de plantas hidroeléctricas, en la cimentación de maquinaria pesada, para demolición de maquinaria pesada en las plantas de fuerza, para la colocación de postes y torres para líneas de alta tensión, etc. 4.1.3 Fabricantes

220


Entre los fabricantes de explosivos más reconocidos en América del Norte, se encuentran las siguientes empresas: Estados Unidos de América American Cyanamid Co Apache Powder Co Atlas Chemical Industries Coast Fuse Co The Dow Chemicals E.I. DuPont Neumoir Co The Ensign Brickford Co Gulf Oil Co Hercules Inc Ireco Chemicals

Canadá Canadian Industries L.T.D Canadian Safety Fuse Co. L.T.D DuPont of Canada

México Explosivos Austin-Bacis S.A. de C.V. Explosivos Órica Explosivos de Norteamérica S. A. de C. V. Explosivos Asa Organización Industrial S.A. de C.V. Cía Mexicana de Mechas para Minas S.A. de C. V.

4.2 Historia de los explosivos La siguiente cronología muestra una síntesis histórica en el desarrollo y uso de los explosivos industriales. En muchos casos, tanto las fechas como los eventos son controversiales, pero para fines informativos el conocimiento de la secuencia de los eventos y sus períodos aproximados en la historia son suficientes.

Fecha

Evento

80 a.C.

Algunos historiadores como Drinker establecen que los chinos descubrieron la pólvora negra (o alguna mezcla similar), cuyo uso fundamental era el de producir fuegos pirotécnicos, cohetes y algunos otros artificios similares. Sin embargo indúes, griegos y árabes reclaman la invención de la pólvora negra.

Intermedia

Se reporta el uso de los primeros cañones conocidos como fuego griego. Estos cañones estaban constituidos por artificios incendiarios que eran arrojados a los enemigos con catapultas, razón por la cual también se les conoció como cañones de fuego.

Alrededor de.

El monje Roger Bacon en Inglaterra empieza a mezclar pólvora negra pero aparentemente no desarrolló su potencial. En fecha posterior, el monje Berthold Schwarz en Alemania "inventaba" la pólvora negra y más tarde el cañón tubular. El descubrimiento y empleo de la pólvora negra señaló el fin de la época de la "obscuridad". Los otros eventos contemporáneos que señala-

1300 d.C.

221

CAPÍTULO 4

ron este hecho fueron la invención de la prensa y el descubrimiento de América. Después de 300 d.C.

El uso y desarrollo de las armas de fuego como material bélico toma gran 1300 d.C.. importancia y se hace común entre los pueblos guerreros.

1613

Martín Weigle, superintendente de minas en las montañas de Hartz, fue el primero en sugerir la barrenación en roca para cargarla con pólvora negra y detonarla, produciendo con ello el fracturamiento de las rocas.

1627-1700

Por superstición e ignorancia el uso de explosivos en el fracturamiento de rocas era poco aceptado y muy lentamente fue adoptado por la minería, primero en Alemania y Suecia y alrededor de 1670, en Inglaterra. El primer uso en el cuele de túneles fue en el canal de Languedoc, Francia en 1680 y el primer uso en construcción de carreteras y caminos, fue en Suiza en 1696.

1675

Se instala el primer molino o factoría de pólvora negra en Milton, colonia del estado de Massachusetts, a unas 6 millas de Boston.

1700-1830

El uso de la pólvora negra es ampliamente difundido en la minería, en la construcción y en la limpieza de áreas boscosas (para arrancar los tocones de los árboles talados), pero la tasa de accidentes era muy alta. En 1802, se instala la compañía de explosivos DuPont en Wilmington, Delaware, EUA.

1831

William Brickford en Inglaterra inventa la primera mecha de seguridad para mineros (cañuela), la cual redujo los accidentes en un 90%.

1850

Christian Frederich Schoenbein, profesor de la Universidad de Basle, Suiza, produce el primer nitro-cotton, gun-cotton o algodón pólvora. Ascanio Sobero, profesor de la Universidad de Turín, Italia, descubre la nitroglicerina que dio origen en muchas formas al desarrollo de los actuales explosivos de alta potencia.

1866

Alfred Nobel, químico sueco, inventa la dinamita con una base inerte de arenas sílicas. Johan Ohlsson y Johan Norrbin, también suecos, patentaron el ammonikrutt, explosivo con una base de NH4NO3. Howden en Estados Unidos inventa una base activa para dinamitas igual o parecida a la de Nobel. Otros inventos notables de Nobel en esta época

1870-1880

222


(1874), fueron los cápsules de seguridad o fulminantes para la iniciación de cargas explosivas, las gelatinas detonantes y las dinamitas gelatinosas que aparecieron en 1875. También en este período, H. Julius Smith inventa los estopines eléctricos con retardo. 1895

Lynde descubre las propiedades explosivas del oxígeno líquido.

1908

Se introducen en los Estados Unidos los primeros explosivos permisibles aplicables a la minería del carbón. En Europa también se introducen los primeros compuestos de TNT (trinitrotolueno).

1925

Las primeras dinamitas de bajo punto de congelación son empleadas en trabajos superficiales en EUA. y Canadá, evitando los problemas de congelación de las sustancias explosivas.

1930

Los primeros fulminantes de azida de plomo se introducen en el mercado de los explosivos.

1935

Se desarrollan los primeros explosivos a base de nitrato de amonio por Eugene Irenee DuPont de Neumoir and Co. Inc., en sus fábricas de Wilmington.

2ª Guerra Las primeras cargas explosivas para usos militares fueron desarrolladas en Mundial (1936) forma de bombas, minas explosivas, granadas y torpedos. 1945

Mc Farland de la Atlas Powder Co., desarrolló los primeros retardadores de período corto.

1955

Se desarrolló la akremita, explosivo de tipo casero que consiste en una mezcla de nitrato de amonio y carbón vegetal. Esta substancia fue desarrollada por Maumee Colliers y tuvo el liderato comercial sobre otros explosivos más baratos y seguros que empleaban nitrato de amonio y diesel.

1956

Le Clair de Cleveland Ohio, en conjunto con Cliffs y Cooley, dispararon por primera vez una mezcla de nitrato de amonio y diesel, dando lugar al descubrimiento del ANFO (Ammonium Nitrate Fuel Oil). Durante el verano de este mismo año, el también norteamericano Hawking comenzó a utilizar comercialmente el ANFO como agente explosivo.

223

CAPÍTULO 4

1957

Proliferó rápidamente el uso del ANFO vaciado directamente al barreno, preparando la mezcla en bolsas o a granel para vaciarla dentro del barreno.

1959

Se desarrollaron los primeros slurries (lodos) explosivos, con una composición de 65% de nitrato de amonio, 20% de TNT y 15% de agua.

1960-1962

Se desarrollaron varios slurries y gelatinas explosivas empleando diversas sustancias con objeto de producir la menor cantidad posible de gases tóxicos. Se experimentó con sustancias tales como nitrostarch, aluminio, magnesio, TNT, ferrosilicio, etc. Finalmente se desarrollaron los slurries de nitrocarbonitrato o NCN, primero mezclados en las plantas y después montados en camiones mezcladores para su transporte y cargado directo en los barrenos.

1963

La IRECO Chemicals coloca en operación el primer camión automático para el manejo de gelatinas y slurries.

1972

Empieza el desarrollo de las gelatinas de alta energía, tales como el metanol, el tovex, el nitropropano, el glicolmononitrato y el ácido amínico.

Hoy en día

La tecnología de los explosivos (gelatinas de alta y baja densidad, hidrogeles, slurries, emulsiones, artificios de iniciación, etc.), se ha logrado desarrollos tan espectaculares, que es posible llegar a obtener productos especiales para su aplicación en las condiciones especificas de las diferentes operaciones industriales. Lo más reciente artificios de iniciación, ha sido el desarrollo del sistema NONEL (Non Electrical Devise) que consiste en métodos de iniciación no eléctricos, aplicables en operaciones mineras donde existen corrientes extrañas no controladas (energía estática) que pudiera iniciar un fulminante eléctrico o estopín.

4.3 Datos biográficos de Alfred Nobel 9

9 Artículo

publicado por Joaquín Balanyá en la Gaceta de la Facultad de Química de la UNAM, Tecera Época. No. 74. México. Mayo de 1985. Tomado de Los Premios Nobel. Editorial Janés. 1966.

224


Alfred Nobel nació el 21 de octubre de 1833 en Estocolmo, Suecia. La familia Nobel era oriunda de Inglaterra, donde llevaba el esclarecido apellido Nobilius. Fue el abuelo paterno de Alfred Nobel, quien modificó el apellido al establecerse en Gavle, capital lan de Gefleborg, localizada a 150 kilómetros de Estocolmo, en la desembocadura del río Geflea. En esta población industriosa, comercial, rica y floreciente (a causa de ser salida natural de la región), ejerció como médico municipal después de haber prestado sus servicios como cirujano durante la campaña de Rusia. El hijo de este cirujano, Manuel Nobel (1808-1872), dedicó sus actividades a la industria, y llegó a ser uno de los hombres de más relieve en sus días. Tuvo tres hijos: Luis, Robert y Alfred. A Alfred Nobel, eminente químico de corazón sensible y de muy alta calidad humana, se debe en el campo de la ciencia, el perfeccionamiento práctico de los explosivos en el grupo de las dinamitas, para cuya elaboración montó fábricas en casi todo el orbe. Odiaba la guerra y mientras estudiaba con grave riesgo de su vida los productos bélicos de la época, no anhelaba otra cosa que encontrar los llamados explosivos de seguridad, destinados a la paz. "... me agradaría inventar una substancia o una máquina de devastación tan espantosa, que por el temor que inspirase, hiciéranse imposibles las guerras..." Así escribía Nobel en una de sus cartas dirigida a Bertha Kuisky, su amiga íntima, con quien compartía sus ideales pacifistas. ¿Quién se atreve a precisar la invención y el uso de la pólvora? Según Diego Ufano, el emperador chino Vitey la inventó y usó en el año 85 antes de nuestra era. Traducciones de misioneros señalan su uso en el Celeste Imperio antes del siglo VIII. Tan remota antigüedad no parece exagerada para ciertos autores que se apoyan en los libros sagrados de los Vedas. Históricamente, se ignora quién, cuándo y cómo inventó la pólvora negra. Los habitantes de Asia central conocieron con seguridad la propiedad del nitro para avivar intensamente la combustión de los cuerpos. El nitro (nitrato potásico) se forma naturalmente en las regiones escasamente lluviosas del Turquestán, el cual cubre grandes extensiones en forma de excrecencia blanca. Casualmente, una mezcla de nitro con carbón vegetal pudo ser el origen de la pólvora negra. Esa invención llegó a la India, donde los conquistadores árabes descubrieron las propiedades explosivas de la pólvora, durante su estancia en ese país. La utiliza-

225

CAPÍTULO 4

ron en la batalla del Salado en 1340 y cuatro años después, el rey castellano Alfonso XI, "El Justiciero", la empleó en el largo sitio de Algeciras. Algunos historiadores citan al franciscano Roger Bacon, de nacionalidad inglesa, como el inventor de la pólvora. En cambio otras crónicas dan el nombre del monje alemán Berthold Schwarz, quien no hizo más que difundir su uso en Alemania, y murió, según se cuenta, a consecuencia de una explosión. A mediados del siglo XIV, se difunde el uso de la pólvora en Alemania, Rusia y más tarde, en Suecia y otros países. Pero la pólvora negra elaborada según la receta clásica, no satisfacía ya, quinientos años después, ni las necesidades bélicas ni los afanes industriales de la humanidad: no quemaba estando húmeda y su potencia explosiva era muy limitada. Durante la Revolución Francesa se multiplicaron los esfuerzos y los trabajos de investigación para mejorar las cualidades de la pólvora negra. Lavoisier, desde su puesto de comisario en el laboratorio de Arsenal, hizo lo indecible a este respecto hasta que fue guillotinado por la Convención. En 1833, Braconnot obtiene casualmente la xilodina, substancia que se inflama y arde vivamente. Dos años después, Pelouze al tratar la celulosa con ácido nítrico obtiene un producto más enérgico. Después, Schoenbein en Basilea y Bott en Francfort descubren casi simultáneamente el primer explosivo potente: el algodón pólvora, seis veces superior a la pólvora negra y que arde sin humo. Fue en 1847 cuando Ascanio Sobero, que trabajaba en París en el laboratorio de Pelouze, descubrió la nitroglicerina. Ésta hubiera desaparecido del catálogo de los explosivos, de no ser por la tercera voluntad de Nobel, quien tras una serie de peligrosos ensayos, logró estabilizarla, haciendo posible su uso práctico. Alfred Nobel era muy joven cuando se marchó a los Estados Unidos (1850-1854) para ampliar sus estudios de ingeniería. Su padre se había establecido en San Petersburgo, donde fundó una fábrica de torpedos. Ahí se estableció Alfred a su regreso de América y se entregó al estudio de nuevos explosivos. En 1859 su hermano Luis se hizo cargo de los laboratorios y Alfred abandonó San Petersburgo para trasladarse a Estocolmo. Alfred siguió colaborando con su padre y en 1862 fundaron una fábrica de nitroglicerina; tres años más tarde otra en Krummel, a orillas del Elba y otra más en Winterviken. Nobel no empleaba la nitrocelulosa sino la nitroglicerina, cuya materia prima, la glicerina, encontraba a

226


precios económicos como subproducto de las fábricas de jabones y velas. Financiado por el banquero Pereire, realizó sus ensayos en gran escala; el 10 de octubre de 1863, patentaba una mezcla formada por nitroglicerina y pólvora negra, la cual no se inflamaba por medios ordinarios. El manejo de este aceite explosivo parecía mucho menos peligroso que el del algodón pólvora, a pesar de lo cual una explosión destruyó completamente la fábrica de Winterviken. Entre las víctimas Alfred tuvo que lamentar la muerte de uno de sus hermanos. Rudo golpe para el padre que, atacado de gota, sufrió parálisis hasta el fin de sus días. A raíz de este lamentable accidente, todos sus colaboradores le abandonaron y el gobierno sueco prohibió la construcción de nuevas fábricas en las proximidades de lugares habitados. Pero Nobel no decae y con mayor empeño se propone la obtención de un explosivo de gran seguridad. Compra un barco viejo y, anclado en medio del lago Melar, establece a bordo su laboratorio de explosivos. Solo, aislado y con escasos medios económicos, realiza una ímproba labor durante meses y meses. Con frecuencia tuvo que trasladarse del lugar donde había anclado,debdo a que los vecinos de las riberas (la tierra más fértil de Suecia, con sus bosques inmensos, huertos y pastos, ciudades y aldeas, quintas y castillos), protestaban de los experimentos que Nobel realizaba a bordo de su laboratorio flotante. Aquellas gentes pacíficas sabían por experiencia cuán peligrosos eran sus experimentos, tomándole por loco y suicida. Pero Nobel tenía fe ciega en su empresa y dominó al explosivo hasta lograr que fuese tan inofensivo como un juguete. Sólo abandonó el buque hasta que estuvo seguro de la eficacia de su invento y emprendió la tarea de darlo a conocer. Inesperadamente unos comerciantes de Hamburgo le cedieron su capital, que invirtió en la fábrica de Krummel. Para disipar los recelos, Nobel hizo algunos ensayos en público: derramó nitroglicerina en el suelo y aproximando al líquido derramado una barra de hierro candente, la nitroglicerina ardió inofensivamente sin producir explosión alguna. Otra de las pruebas que realizó consistía en lanzar contra un yunque una botella llena de nitroglicerina, donde al romperse el líquido se desparramaba sin detonar; acto seguido y ante la expectación temerosa del público, tomaba un martillo y golpeaba las gotas de la substancia que había quedado sobre el yunque, las cuales al recibir de manera directa el golpe estallaban fuertemente, quedando las restantes inalterables. Nuevos desastres ponen en jaque la confianza del público que con tantos esfuerzos Nobel había ganado: El vapor European, con un cargamento de explosivos para la compañía francesa del canal de Panamá, se hunde a causa de una explosión. Vuelve a cundir el pánico y Nobel

227

CAPÍTULO 4

pierde prestigio. Se obstaculiza la fabricación de sus explosivos y la prensa aboga universalmente, por una ley prohibitiva. Un hecho casual puso fin a tantas zozobras: Nobel envasaba el aceite explosivo de su invención en recipientes de hojalata, y rellenaba los huecos de las cajas con kieselgur o tierra de infusorios. La suerte quiso que cierto día, se derramase el líquido de uno de los recipientes, el cual fue absorbido completamente por el kieselgur, dando origen así a la dinamita, la que se dio a conocer oficialmente en 1866. El hecho ocurrido a Nobel transformaba el aceite explosivo en una fórmula mucho más estable, ya que la nitroglicerina, líquido casi insoluble en agua, se congela a dos grados sobre cero, haciéndose extremadamente peligroso su manejo. El descubrimiento de Nobel se perfeccionó y las dinamitas de bases inertes sucedieron a las de bases activas. El nombre de Nobel se popularizó por doquier y las fábricas de dinamitas surgen en todas las naciones. ¿Ha cesado ahora el peligro...? !No!..., explota el Mosel, buque cargado de dinamita que se dirigía a Chile, desapareciendo con toda su tripulación en aguas del canal de Panamá. Tampoco la catástrofe de Krummel –voló la propia fábrica central– hace mella en los ánimos. El ambiente es ahora favorable a Nobel. La guerra franco-prusiana está en marcha y las necesidades ingentes que plantea, abren a Nobel las puertas de todos los países que solicitan la cesión de su patente. En 1873, todos los estados de Europa y América obtenían dinamita, siendo quince las fábricas destinadas a la elaboración de este explosivo. Alfred Nobel se instaló en París, y durante el transcurso de los años 1878-1880, obtuvo las patentes de un freno automático y de una caldera inexplosiva. Perfeccionó el proceso para la concentración del ácido sulfúrico, los aparatos de vaporización y congelación y el procedimiento para la refrigeración del hierro fundido. Posteriormente, en 1884 patentó un método para la destilación continua del petróleo, el cual representó una de las bases más sólidas de la industria petrolera de Rusia. En 1888 obtuvo la patente para la pólvora sin humo, llamada balística. Ésta venía a ser un precursor de la cordita y pretendiendo Nobel que su patente de la pólvora sin humo le daba derecho sobre la cordita, entabló recurso legal contra el gobierno inglés. El juicio duró dos años y los tribunales fallaron en contra de él. El descubrimiento de esta pólvora, infinitamente superior a todas las anteriores, fue también debido a un hecho casual. Trabajando Nobel en su laboratorio, se hirió levemente en un dedo y con objeto de evitar una posible infección, recubrió la herida con colodión (algodón pólvora disuelto en una mezcla de alcohol y éter). Al lle-

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gar la medianoche, la herida lo molestaba y no pudiendo conciliar el sueño pasó por su imaginación la idea de que el colodión se disolvería en nitroglicerina. Sin esperar la luz del día, empezó su experimento. En el silencio del laboratorio, Nobel consiguió lo que se proponía: mezcló a una temperatura moderada el colodión disuelto en acetona con la nitroglicerina y obtuvo de este modo, una masa gelatinosa a la que llamó gelatina explosiva, la cual, debido a sus grandes ventajas, fue muy apreciada y adoptada rápidamente por todos los ejércitos del mundo. Nobel se hace famoso como hombre de ciencia e inmensamente rico como industrial, con lo que logra amasar una gran fortuna con sus explosivos y con sus yacimientos petrolíferos en Bakú, pero la prensa en París le acusa de traficar con la guerra. Herido en lo más hondo de su alma, abandona Francia y se refugia en San Remo, donde construye la villa Mio Nido. Aquí traslada su laboratorio y sigue trabajando pacientemente hasta la consumación de sus días. Nobel, jugando con la muerte, se había familiarizado de tal suerte con ella, que no le temía o tal vez estaba tan seguro de sí mismo, que no veía el peligro. Aunque parezca paradójico, no era la destrucción lo que perseguía Nobel con sus inventos. Si su amiga, la condesa Bertha Kuisky preparaba en 1890 los espíritus para la paz con su libro titulado ¡Abajo las Armas!, Nobel quería ganarse la voluntad de los hombres por medio del terror y destrucción que causaban las guerras. Parece ser que Alfred Nobel, influenciado por el grito de la condesa Kuisky: "¡Abajo las armas!", pensaba ya en 1893 en la creación de un premio a favor de la paz e incluso en la impresión de un periódico que fuese portavoz del pacifismo universal. Sus palabras cayeron en el vacío y el 10 de diciembre de 1896 fue hallado muerto en su laboratorio de San Remo. Su vida de continuo estudio fue consagrada al progreso. La muerte le sorprendió convencido de que con sus inventos sólo contribuía a la paz del mundo.

4.3.1 Los Premios Nobel Fomentar la paz y combatir la guerra, fue el espíritu de Nobel, así lo expresa testamentariamente, donde deja bien definido su pensamiento. En su testamento dispone que las rentas de su fortuna, la cual ascendía a 32 millones de coronas suecas, fueran invertidas en valores de absoluta seguridad, para que fuesen distribuidas anualmente en cinco premios.

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CAPÍTULO 4

Los cinco premios habían de adjudicarse a aquellos sabios que hubiesen realizado algún descubrimiento trascendental en las ciencias físicas, químicas y médicas; al que hubiese escrito la obra literaria de más elevadas miras y al que con más eficacia hubiese trabajado entre los pueblos, sin perjuicio de castas. Señala en su testamento, como si se tratara de sus albaceas, quiénes deben adjudicar tales premios: los de Física y Química, la Academia de Ciencias Naturales de Estocolmo; el de Medicina, el Instituto Médico-Quirúrgico; el de Literatura, la Academia de Estocolmo; y el de la Paz, una comisión de cinco miembros del Parlamento noruego. Para el cumplimiento de la última voluntad de Alfred Nobel, era necesaria una administración. No se podía improvisar menester de tanta monta, por lo que los Estatutos de la Fundación Nobel y el reglamento especial para las instituciones encargadas de adjudicar los premios, no fueron publicados sino hasta el 29 de junio de 1900. A partir de entonces, el 10 de diciembre de cada año, cuando las almas se disponen ya a festejar el nacimiento del niño Dios, portador de paz a los hombres de buena voluntad, los organismos encargados de la adjudicación de los premios, se reúnen para proclamar los nombres de los favorecidos. Dispuso Nobel que los premios fuesen otorgados a los más dignos, sin tener en cuenta su nacionalidad. Cada premio consiste en 50,000 coronas suecas, divisibles a lo sumo entre tres candidatos, según criterio de las corporaciones adjudicantes. Ningún premio puede quedar desierto y sin adjudicación por más de cinco años consecutivos. Además de la cantidad en metálico, se entregará a cada uno de los laureados, una medalla de oro conmemorativa y un diploma. El galardonado, a su vez, queda obligado a publicar a más tardar seis meses después de habérsele otorgado el premio, un trabajo sobre el asunto o materia que motivó su galardón. La lectura del testamento de Alfred Nobel causó honda impresión entre todos los estratos sociales y gran revuelo en el mundo científico. Aprobados los Estatutos de la Fundación Nobel por el rey de Suecia y su gobierno, se adjudicaron por primera vez en el año de 1901. Con ello perdura y perdurará a través de los años, la obra de amor y paz del sabio que logró producir el explosivo más potente de sus días: la dinamita.

4.4 Principios básicos de la fragmentación en las rocas

230


4.4.1 Mecánica del fracturamiento Dentro de los siguientes milisegundos que transcurren inmediatamente después de iniciadas las sustancias explosivas dentro de un barreno cargado, se suceden una serie de eventos, los cuales en drama y violencia poseen algunos equivalentes en la tecnología civil. La energía química de un explosivo liberada durante el proceso de detonación, transforma al explosivo sólido o líquido en gases incandescentes con enorme presión, los cuales, confinados densamente dentro del área de un pequeño barreno, pueden alcanzar, y en ocasiones hasta exceder presiones de 100,000 atmósferas. La cantidad de energía desarrollada por unidad de tiempo es, aun en un barreno de diámetro muy pequeño perforado con máquinas manuales, de un orden de magnitud equivalente a 25,000 megawatts, lo que excede la potencia de muchas plantas de energía en operación hoy en día. Lo anterior no se debe al hecho de que la cantidad de energía latente en un explosivo sea exageradamente grande, si no a la rapidez de la reacción (2,500 a 6,000 m/s).

Lo que resulta especialmente característico de los explosivos como herramienta en el fracturamiento de las rocas es su habilidad para proporcionar energía concentrada en una porción muy limitada del macizo rocoso, representada por un barreno. La alta presión a la cual queda sometida la roca durante el proceso de detonación, hace que el área adyacente al barreno quede hecha añicos, dejando expuesto un gran espacio alrededor de él a una gran cantidad de esfuerzos y tensiones tangenciales. Este fenómeno tiene lugar bajo la influencia de la onda de choque que se genera, la cual viaja a través de la roca a velocidades que fluctúan entre 3,000 y 5,000 m/s (10,000-15,000 pies/s). De esta manera, cuando el material es tensionado por una carga explosiva repentina, las deformaciones y tensiones no son transmitidas inmediatamente a todo el macizo rocoso, si no que aumentan paulatinamente en milésimas de segundo, fracturando a su paso el material que se desea afectar. Así por ejemplo, en una ronda de detonación formada con barrenos de 40 mm de diámetro (1-3/4 pulgadas aproximadamente) perforados en roca sana, el espesor de la zona fracturada resulta ser igual (o ligeramente menor) que el radio del barreno. Durante el proceso de detonación, generalmente se presentan dos tipos de perturbaciones pasajeras, las cuales viajan a velocidades finitas partiendo del punto de aplicación de la carga. A estos dos tipos de ondas tensionales se les conoce con el nombre de tensiones radiales y tensiones tangenciales. Las fuerzas tensionales anteriores pueden ser generadas por fuentes de perturbación que se producen en alguna de las siguientes formas:

231

CAPÍTULO 4

1. 2. 3.

Por un estallido mecánico (ejemplo velocidad sónica de los aviones a reacción). Por impacto de un proyectil a alta velocidad. Por una detonación explosiva.

En la industria minera, la tercera forma es la más difundida. 4.4.2 Tensiones radiales Se les conoce también como ondas P y se propagan en forma de ondas longitudinales, en las que el movimiento de las partículas resulta paralelo a la dirección de la línea de propagación. El desplazamiento de estas ondas es semejante al de las ondas de frecuencia modulada (F.M.).

FIGURA 4.1 Tensiones radiales

4.4.3 Tensiones tangenciales Se propagan en forma de onda tangencial, en donde el movimiento de las partículas resulta perpendicular a la dirección de la onda de propagación. Su forma de desplazamiento es análogo al de las ondas radiofónicas de amplitud modulada (A.M.). Se les conoce también con el nombre de ondas S.

232


FIGURA 4.2 Tensiones tangenciales

Estos dos tipos de ondas viajan a velocidades que varían entre los 3,000 y 5,000 m/s. y producen cada una de ellas las fracturas características que se ilustran en las siguientes figuras.

FIGURA 4.3 Fracturas radiales características (Producidas por las ondas S o tangenciales)

233

CAPÍTULO 4

FIGURA 4.4 Fracturas tangenciales características (Producidas por las ondas P o radiales)

El sistema con fracturas radiales generadas en el centro del barreno como resultado de los esfuerzos tangenciales (ondas S), también llamado rosa o estrella de fracturas, se extiende bastante más allá de su origen. En el ejemplo citado, estas fracturas radiales podrán extenderse desde algunos decímetros hasta aproximadamente un metro; consecuentemente, las primeras fracturas se habrán formado en fracciones de milisegundo (1 ms = 1/1000 s). La presión lateral en la onda de choque es, en un principio, positiva cuando llega a la cara libre, para caer rápidamente a un valor negativo, lo que implica un cambio de compresión a tensión. A medida que la roca es menos resistente a la tensión que a la compresión, las fracturas primarias ocurrirán principalmente bajo la influencia de fuerzas de tensión, dando como resultado fracturas radiales pronunciadas. Durante la primera etapa del fracturamiento, prácticamente no existe desprendimiento de material. Si el barreno con su carga se coloca directamente en la roca sin ninguna superficie paralela al plano del barreno, la onda de choque se desvanecerá en el macizo rocoso sin producir ningún efecto. La presión remanente de los gases de detonación dentro del barreno, únicamente ensanchará un poco las fracturas, pero si se estudia el área de detonación después de la voladura, por ejemplo en un banco localizado a unos cuantos pies por debajo de la parte superior de la nueva cara y en un ángulo recto respecto al barreno, sólo se encontrarán las fracturas radiales.

234


En el fracturamiento de rocas con explosivos, usualmente se tiene una cara libre al frente y paralela al plano del barreno. Cuando las ondas de compresión se reflejan contra esa superficie se convertirán en esfuerzos de tensión, los cuales son los causantes del desmoronamiento o desgajamiento de la porción de roca más cercana a la superficie de la cara libre. Este mecanismo ha sido profundamente estudiado por Fischer, Broberg, Petterson, Atchison, Rhinehart, Duval y otros más (ver Teoría de la onda reflejada). El proceso es muy semejante al efecto que producen unas bolas de billar, cuando se acomodan en hilera y se golpea con otra bola en uno de los extremos, donde el efecto del golpe inicial pasa de bola a bola hasta que la última de la línea se desplaza con toda fuerza. Este mismo fenómeno podría producirse aun cuando las bolas estuviesen ligeramente cementadas.

4.4.4 Teoría de la onda reflejada 10 Atchinson, del Bureau of Mines de los Estados Unidos de Norteamérica, sostiene que las tensiones radiales son las responsables de la mayor parte del fracturamiento, afirmando que la reacción del esfuerzo compresivo lo realiza al encontrar la cara libre; justifica lo anterior y lo explica con los diagramas de la figura 4.5. La figura 4.5 muestra de una manera sencilla cómo una pulsación de esfuerzo a compresión se refleja al llegar a la cara libre, para convertirse en una pulsación tensional y como resultado, la fragmentación. El pulso reflectivo es capaz de causar el rompimiento o desplazamiento, debido a que la resistencia a la tensión de la roca es mucho menor que la resistencia a la compresión. La ilustración asume una pulsación triangular con una onda frontal plana y una incidencia normal a la superficie plana de la cara libre, sin cambios ni en amplitud ni en forma de propagación. En realidad, el efecto del pulso de reflexión resulta mucho más complejo, sin embargo el concepto simplificado de la onda plana de reflexión empleado para medir el pulso del esfuerzo con la forma y amplitud proporcionadas como dato, ha sido empleado con bastante éxito en la teoría de craterización en muchas y muy diferentes rocas.

4.4.5 Teoría de craterización

10

"Reflected Wave Theory", Surface Mining. Chap. VII.2. American Institute of Mining Engineers. New York, 1972. pp 355-372.

235

CAPÍTULO 4

La parte medular de la teoría de craterización consiste en determinar la profundidad crítica a la cual deberá ser colocada la carga explosiva. A esta profundidad crítica se le denomina N, y se define como la profundidad a la cual el explosivo no puede fracturar la roca. Livingstone determinó teórica y experimentalmente, que existe un factor constante entre la profundidad crítica y la raíz cúbica del peso del explosivo, expresada matemáticamente en la siguiente ecuación: N = E (W )

1 3

donde W E N

236

Densidad del explosivo, medida en peso Factor de energía de tensión, que en términos generales puede ser llamada la constante de craterización, en peso Profundidad crítica


FIGURA 4.5 Fracturas de tensión por reflexión de un pulso compresivo (Thomas C. Atchinson, 1972)

La explicación es simple si se supone que entre la profundidad crítica y la raíz cúbica del explosivo empleado en peso, existe un factor. Resolviendo la ecuación anterior, dicho factor se determina de la siguiente manera:

237

CAPÍTULO 4

E=

N

(W )1/ 3

EJEMPLO

Suponiendo que se tiene una carga explosiva de 8 libras, y en una serie de pruebas de craterización se estableció que la profundidad crítica para este tipo de explosivo fue de 6 pies, encontrar el factor tensional de energía (constante de craterización). SOLUCIÓN

E=

N (W )1/3


E=

6 6 = = 3 1/ 3 2 (8)

Por lo que el factor tensional de energía resulta ser E= 3 ¿Qué es lo que se tiene ahora? Nada todavía!, pero dado que se ha cubicado el volumen de varios cráteres en las pruebas que se detonaron para la búsqueda de la profundidad crítica del explosivo, necesariamente alguna de ellas registró una cierta profundidad en la que el explosivo produce mayor volumen de material quebrado, lo que dará como resultado otra relación. La profundidad a la cual el explosivo produce el cráter de mayor volumen, se llamará profundidad óptima, lo que generará otra proporción entre esta profundidad y la profundidad crítica, expresada de la siguiente forma:

Proporción óptima en profundidad de barrenació n

=

Profundida d óptima Profundida d crítica

Así por ejemplo, supóngase que se ha determinado que un explosivo en un cierto tipo de roca alcanza una profundidad crítica de 10 pies y una profundidad óptima de 5 pies. Entonces, se tendrá la siguiente ecuación: Proporción óptima 5 pies = = 0.5 de barrenació n 10 pies Con la proporción obtenida se puede aplicar prácticamente el método de craterización, expresado en la siguiente ecuación:

238

TEORÍA Y USO DE LOS EXPLOSIVOS 3

  Distancia  W =   Proporción óptima de barrenació n ∗ E  Aquí, la distancia es igual a la cantidad de pies medidos al centro de gravedad de la carga. En los cálculos que conducen a la determinación de la geometría del banco, se escogen arbitrariamente un buen número de distancias al bordo y se sustituyen por la variable distancia de la ecuación anterior. Entonces se resuelve para la cantidad de libras de explosivo requerido por cada uno de los bordos seleccionados. Con el bordo y con el peso del explosivo como datos, se podrá calcular el espaciamiento y la profundidad de los barrenos, resolviendo de esta manera un buen número de configuraciones para un tipo de roca en particular, con un explosivo específico.

Usando un ejemplo típico, la ecuación puede ser fácilmente aplicada. Supóngase una formación de mineral de hierro donde se empleará un explosivo gelatinoso de alta densidad (slurry). El factor tensional de energía calculado (constante de craterización) fue de E = 4.26 y la relación óptima de barrenación de 0.53. Con un bordo de 18 pies (sustituido por "distancia"), se tiene: 3

3

  18  18  3 W=  =   = (8)   2.25   (0.53)(4.26 ) 

W = 512 lbs de explosivo por barreno (cuando el bordo sea igual a la profundidad del centro de gravedad de la carga).

Con la aplicación analítica de estas fórmulas se tienen herramientas de cálculo muy valiosas, las cuales pueden ser aplicadas con fines prácticos en la determinación de cargas explosivas adecuadas, ya sea para un solo barreno (voladura individual) o para una serie de barrenos (voladura simultánea). La figura 4.6 muestra en forma gráfica, el principio de la teoría de craterización.

239

CAPÍTULO 4

FIGURA 4.6 Principio de la teoría de craterización

4.4.6 Teoría de la presión de los gases

La teoría sostiene que bajo la influencia de la presión de los gases producidos durante el proceso de detonación (que en ocasiones llegan a alcanzar presiones del orden de 50,000 lb/pulg), las fracturas radiales primarias se expanden al ser penetradas por dichos gases, la superficie de la cara libre de la roca cede y la masa rocosa afectada se mueve hacia adelante. Lo anterior puede ser descrito como un proceso semiestacionario, en el cual el estado de deformación decide en cualquier momento, la continuación de las fracturas, como en el caso de una carga estática. Cuando la superficie frontal se mueve hacia adelante, la presión se descarga y la tensión se incrementa en las fracturas primarias, las cuales se inclinan oblicuamente hacia el frente. Si el bordo no es demasiado grande, muchas de esas fracturas se expanden hasta la superficie expuesta, llevándose a cabo el proceso de aflojamiento total de la roca. La distancia al bordo es, consecuentemente, de primordial importancia en el diseño de plantillas de barrenación y el efecto máximo por barreno y por cantidad de explosivos en la carga se logra, cuando es posible, localizando el bordo enfrente de un barreno que mueva libremente hacia adelante el material fracturado cuando la carga detone.

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La generación de fracturas en la detonación de una o más hileras de barrenos, dependerá grandemente de la relación entre el bordo y la distancia entre barrenos, así como si la ignición de éstos ocurre simultáneamente o con un cierto período de retardo. En detonaciones instantáneas la presión de los gases (en muchos de los barrenos cercanos unos a otros) coopera, empujando la roca hacia el frente en la medida que la cara libre cede. Si el espaciamiento entre barrenos es aun más cercano, la cara libre se moverá sin muchas deformaciones, pudiendo considerarse la posibilidad de la existencia de ligeros esfuerzos cortantes, tensionales y de pandeo dentro de la roca. La mecánica del fracturamiento, de acuerdo con la teoría de los gases, es la siguiente: 1. Los gases a presión se introducen en las fracturas previamente producidas. 2. Los gases generados producen un empuje a presión sobre las paredes de las fracturas. 3. El bloque A se mueve hacia afuera ligeramente (figura 4.7). 4. Las presiones remanentes de los gases dentro de las fracturas, junto con los esfuerzos de tensión dentro de éstas, se incrementan ejerciendo presión sobre el bloque A, el cual acusa un efecto de empuje por parte de los gases. 5. Las fracturas continúan propagándose en todos sentidos buscando los puntos de menor resistencia en el sentido de la cara libre. 6. Las fracturas radiales generadas hacia la parte interior (posterior) acusan el mismo efecto, a diferencia que por la carencia de caras libres, las ondas y las fracturas serán disipadas o absorbidas por el macizo rocoso. 7. El proceso de transformación del resto del explosivo (carga de columna), continúa incrementando la producción y la generación de gases.

241

CAPÍTULO 4

FIGURA 4.7 Representación diagramática de la teoría de la presión de los gases

4.5 Propiedades y características de los explosivos Los explosivos tal y como ya se definió, son sustancias o mezclas de ellas, que cuando son iniciadas por algún medio adecuado, sufren una descomposición química en un intervalo de tiempo extremadamente rápido, generando productos gaseosos a temperaturas y presiones muy altas, capaces de realizar trabajos mecánicos por expansión. La energía y los productos gaseosos se obtienen principalmente a partir de rearreglos exotérmicos entre oxígeno, carbón, hidrógeno y nitrógeno, todos ellos, elementos contenidos en la composición de los explosivos. Existen fundamentalmente dos clases de explosivos los de alta intensidad y los de baja intensidad. Los explosivos de alta intensidad se diferencian de los de baja intensidad, en que la descomposición de los primeros se realiza por detonación, la cual sucede por el paso de la onda de choque a través del explosivo; mientras que los explosivos de baja intensidad se descomponen por quemado o deflagración de las partículas que lo componen (ejemplo pólvora negra y pólvora "sin humo"). En la práctica, los explosivos de alta intensidad son iniciados por detonadores específicos, los cuales contienen pequeñas cantidades de explosivos iniciadores sensibles al calor y cargas base de otros explosivos de alta intensidad en combinaciones variadas, confinados en pequeñas cápsulas metálicas que inician un fuerte choque mecánico que a su vez inicia la detonación del explosivo principal. Los estopines o cápsules son la forma más común y comercial de estos detonadores.

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La calidad y cualidades de los explosivos se miden por sus propiedades y características, las cuales se describirán a continuación: a) Potencia El término potencia (o fuerza) se define como "la cantidad de energía contenida en un explosivo y el trabajo que éste es capaz de realizar". En la práctica, sin embargo, este término es inexacto y mal entendido, no obstante el término "potencia" ha sido empleado por los fabricantes para describir los diferentes grados de explosivos en el mercado. En algunos sistemas para clasificación, la potencia se expresa como el porcentaje de fuerza generado por el TNT. En otros, el término se aplica a las dinamitas cuando son mezclas de nitroglicerina y algún otro material inerte, como tierras diatomáceas, aserrín, etc. Una dinamita al 60% contiene 60% de nitroglicerina en peso y es tres veces más poderosa que una dinamita al 20%. En nuestros días, las dinamitas puras sustituyen estos productos inertes por ingredientes activos tales como nitrato de sodio y combustibles carbonáceos, los cuales adicionan una energía substancial al explosivo. Existen dos formas comerciales para clasificar la fuerza de un explosivo: la fuerza en peso, que compara al explosivo con base en su peso y la fuerza en cartucho o a granel, que lo compara con base en su volumen. La fuerza o potencia son comúnmente expresadas en porcentaje, tomando a las dinamitas nitroglicerinadas puras como estándar de comparación para ambos sistemas. Por ejemplo, de acuerdo con la primera forma de clasificación, una libra de dinamita extra del 40% y una libra de gelatina de amonio del 40%, son equivalentes a una libra de dinamita pura del 40%. Un cartucho de 1 a 1¼ pulgadas de diámetro por 8 pulgadas de longitud de dinamita extra con 30% de fuerza en cartucho, y un cartucho de 1 a 1¼ x 8 pulgadas de semigelatina del 30%, son equivalentes a cartuchos de 1 a 1¼ x 8 pulgadas de dinamita pura del 30%. Por definición, las fuerzas en peso y en cartucho de un explosivo, corresponden a la densidad promedio de la mayoría de las dinamitas puras. La cuenta de cartuchos es aproximadamente de 140 dividido entre la gravedad específica del explosivo. Como regla general, las dinamitas son clasificadas con base en su fuerza en peso y las gelatinas con base en su fuerza en cartucho. b) Velocidad de detonación Ésta es la propiedad más importante cuando se pretende clasificar un explosivo. La velocidad de detonación puede ser expresada en términos confinada o no confinada y normalmente estará medida en pies por segundo (fps = foot per second). La velocidad de detonación confinada es una medida de la velocidad a la cual viaja la onda de detonación a través de una columna de

243

CAPÍTULO 4

explosivos dentro de un barreno o de cualquier otro espacio confinado; en tanto que la velocidad de detonación no confinada indica la velocidad a la que la onda de choque viaja en espacios abiertos. Dado que los explosivos generalmente son usados bajo algún grado de confinamiento, el valor bajo estas condiciones será más significativo para medir la potencia del explosivo. La velocidad de detonación de un explosivo depende fundamentalmente de la densidad de éste, de sus ingredientes, del tamaño de la partícula, del diámetro de la carga y del grado de confinamiento. Las velocidades de detonación confinadas para explosivos comerciales varían de 5,000 a 25,000 pies/s (fps). Las velocidades de detonación no confinadas, generalmente, fluctuarán entre el 70 y el 80% de las velocidades confinadas. c) Densidad La densidad de un explosivo puede ser expresada en términos de gravedad específica o en términos de "cuenta de cartuchos". La gravedad específica se define como "la relación que existe entre la densidad del explosivo y la densidad del agua, bajo condiciones estándar". La cuenta de cartuchos, tal y como se mencionó líneas arriba, es aproximadamente igual al producto de dividir 140 entre la gravedad específica del explosivo y representa el número de cartuchos de 1 a 1¼ por 8 pulgadas contenidos en una caja de 50 libras de peso. La gravedad específica de los cartuchos comerciales varía de 0.6 a 1.7 g/cc en su correspondiente cuenta de cartuchos, la cual fluctúa entre 83 y 202 piezas (cajas de 50 libras). La densidad de un explosivo es importante cuando se trabaja bajo condiciones de gran humedad. Un explosivo con una gravedad específica menor de 1.0 g/cc o con una cuenta de cartuchos mayor a 140, no se hundirá en el agua, es decir, flotará. d) Presión de detonación La presión de detonación, usualmente medida en kilobars, es generalmente considerada como "la presión en la zona de choque, adelante de la zona de reacción". Cuando se detona un explosivo esta tremenda presión es liberada prácticamente en forma instantánea en forma de ondas de choque, la cual existe solamente una fracción de segundo en cualquier lugar en la periferia de la zona de perturbación. La presión creada repentinamente fragmentará la roca en lugar de desplazarla, y es aceptada generalmente como la presión que proporciona al explosivo una habilidad llamada poder fragmentador Brisance. Este poder fragmentador o efecto de fragmentación dependerá de la brusquedad con la que los productos gaseosos de un explosivo sean liberados.

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La presión de detonación estará en función directa de la densidad, de la velocidad de detonación y de la velocidad de partícula del explosivo. Para explosivos condensados, la velocidad de partícula es aproximadamente ¼ de la velocidad de detonación. La presión de detonación puede ser calculada en forma aproximada como sigue:

P = (2.5) (δ) ( D )2 (10 )-6 donde P δ D

Presión de detonación (en kilobars) Densidad (en g/cc) Velocidad (en m/s)

La determinación de la presión de detonación resulta de singular importancia debido a que dicha presión está íntimamente relacionada con el nivel de esfuerzos que puede soportar el material sujeto al efecto de los explosivos, lo cual a su vez, se traducirá en la obtención de tamaños adecuados de los fragmentos rocosos detonados. Es también importante en la etapa de "cebado", ya que una presión de detonación en el "cebo" iniciador que exceda la presión de detonación de la carga principal, dará como resultado una iniciación efectiva y confiable. La presión de detonación no deberá confundirse con la presión de explosión, la cual representa la presión ejercida después de la expansión adiabática que vuelve al volumen original del explosivo. La presión de explosión es teóricamente cercana a un 45% de la presión de detonación. e) Resistencia al agua La resistencia al agua (o a la humedad) de un explosivo puede ser definida en forma general, como "la habilidad de un producto para soportar la penetración del agua". Más específicamente, la resistencia al agua es expresada como la cantidad de horas que un producto explosivo puede permanecer sumergido en agua estática y aún ser detonado confiablemente. Los productos explosivos penetrados por agua resultan perjudicados primero en su eficiencia y, bajo una exposición prolongada o en condiciones de severa humedad, pueden desensibilizarse hasta el punto en el cual no podrán detonar. La resistencia al agua de un producto no sólo depende del empaque y de la habilidad inherente del explosivo para resistir la penetración del agua, sino también de las condiciones mismas del agua, es decir, un agua estática a baja presión no afectará tan rápidamente como lo haría un agua dinámica de movimiento rápido, especialmente a alta presión. Consecuentemente, los resultados de las pruebas de resistencia al agua deben ser considerados en relación a las condiciones particulares de cada operación de voladura. Las

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CAPÍTULO 4

cifras sobre resistencia al agua, son pautas conservadoras que deberán ser interpretadas adecuadamente por personal bien entrenado y con experiencia. Los explosivos comerciales difieren ampliamente en su habilidad para resistir el efecto de la penetración del agua. Las mezclas de nitrato de amonio y combustible (ANFO) no poseen resistencia inherente al agua o la humedad. Por el contrario, los hidrogeles y las dinamitas tienen características particulares que los hacen resistir los efectos del agua. A pesar de esta cualidad, algunas condiciones severas de campo pueden ejercer efectos desensibilizadores en el explosivo. En general y bajo condiciones muy severas de humedad, se recomienda que los productos no sean removidos de su empaque original y se evite cortarlos en secciones, ya que el empaque protege al explosivo e incrementa la resistencia a la humedad. Si se corta el cartucho se reduce ésta debido al incremento de área expuesta en cada pedazo. De igual modo, entre más pequeño sea el diámetro del barreno, mayor será la superficie expuesta al agua en relación al volumen del explosivo. Como resultado se puede concluir que los barrenos de diámetro reducido tendrán la tendencia a disminuir la resistencia al agua de cualquier producto. Cuando se empleen hidrogeles, se recomienda bombear el producto con una manguera que se extienda hasta el fondo del barreno para asegurar un grado de acoplamiento adecuado y evitar hasta donde sea posible la penetración del agua. En resumen, las cifras de resistencia al agua deberán ser empleadas solamente como guías, ya que las condiciones de campo varían de un lugar a otro. En condiciones severas, un producto resistente al agua deberá ser cargado tal y como viene empacado, disparándolo tan pronto como sea posible. Bajo algunas otras condiciones, las cifras publicadas sobre resistencia al agua pueden no ser aplicables. El personal encargado de voladuras deberá conocer sus condiciones particulares de humedad y usar productos que se desempeñen adecuadamente bajo dichas condiciones. f) Gases tóxicos Los gases resultantes de la detonación de explosivos comerciales y agentes explosivos son principalmente bióxido de carbono, nitrógeno y vapor. Estos productos son clasificados en el sentido ordinario, como "no tóxicos", sin embargo algunos gases venenosos, incluyendo el monóxido de carbono y los óxidos de nitrógeno, también resultan de cualquier detonación. En la industria de los explosivos a estos gases tóxicos se les denomina técnicamente con el nombre de emanaciones. Los gases tóxicos no deben ser confundidos con humo.

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El "humo" estará compuesto fundamentalmente por vapor y por los productos sólidos de la combustión. Aun cuando el humo no es tóxico, la exposición prolongada a éste (especialmente a aquel producido por la dinamita), puede ocasionar fuertes dolores de cabeza, por lo que la inhalación de estos humos deberá evitarse. La cantidad total de gases venenosos y humo, así como la naturaleza y origen de las emanaciones, varía según el tipo y marca comercial del explosivo. Por ejemplo, la detonación de hidrogeles produce significativamente menos humo que la dinamita, aunque las condiciones podrán variar de acuerdo al uso que se destinen. Cualquier elemento o substancia que tienda a enfriar los gases de detonación más rápidamente, aumentará la tendencia a la formación de óxidos de nitrógeno. En trabajos a cielo abierto, los gases tóxicos usualmente causan poca preocupación si pueden ser rápidamente dispersados por el movimiento de las corrientes de aire, pero en trabajos subterráneos, el tipo y la cantidad de explosivos, las condiciones de la voladura, las condiciones de ventilación y otros factores relacionados con la rápida dispersión y dilución de las emanaciones tóxicas, deberán ser cuidadosa y detenidamente considerados. Donde los gases tóxicos pueden ser un problema, los explosivos y agentes explosivos adecuadamente formulados y fabricados generarán cantidades mínimas de gases tóxicos. Sin embargo, debe considerarse que una pequeña proporción de monóxido de carbono y algunos óxidos de nitrógeno, resultan de toda detonación con explosivos o con agentes explosivos y que las condiciones de uso pueden cambiar drásticamente los tipos y clases de gases producidos. Algunos factores que incrementan la generación de gases tóxicos son la formulación deficiente de los productos, un cebado inadecuado, una pobre resistencia al agua, un confinamiento deficiente (desacoplado), una reacción extraña (física o química) del explosivo con la roca u otro material que esté siendo detonado, la reacción incompleta del producto, etc. Los períodos de espera adecuados antes de regresar al área de voladura son obligatorios. Deberá recordarse que algunos gases tóxicos son incoloros e inodoros, por lo que la ausencia de humo inmediatamente después de una voladura, no garantiza que los niveles peligrosos de emanaciones no estén todavía presentes. Nunca se deberá regresar a un área recién detonada, sin asegurar que las emanaciones hayan sido adecuadamente diluidas y la atmósfera circundante se encuentre dentro de los niveles permisibles para ser respirada sin consecuencias físicas para los operadores.

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CAPÍTULO 4

Existen dos clasificaciones para los explosivos. El tipo de clasificación se basa en que el explosivo sea de grado no permisible. Los explosivos permisibles aprobados por el Departamento de Minas de los EUA (U.S. Bureau of Mines) para minas subterráneas de carbón, están limitados en cuanto a la cantidad de material que puede ser disparado en una sola voladura, por lo que las normas de ventilación en las minas de carbón deben ser considerablemente más estrictas que en las metálicas. Esto es con el objeto de minimizar el peligro que representa el gas metano que produce el propio carbón y el polvo generado durante su explotación. La tabla 4.1 lista la clasificación actual de las emanaciones. Las emanaciones anotadas de todos los grados permisibles están evaluadas de acuerdo con la clasificación del Departamento de Minas y todos los grados no permisibles de acuerdo con la clasificación del Instituto de Fabricantes de Explosivos (IME). Los grados permisibles no llevan marcas de emanaciones, pero un explosivo no debe producir más de 53 litros de gases nocivos por cada 1½ libras de explosivo y ser aprobado como permisible por el Departamento de Minas. Los grados no permisibles están marcados como emanaciones clase 1 y 2. Si un producto es clasificado en emanaciones de clase 3, podrá ser usado bajo tierra, sólo de acuerdo con los reglamentos de MSHA (Mine Safety and Health Association). TABLA 4.1 Clasificación de emanaciones tóxicas

Clase A

Explosivos permisibles (U.S. Bureau of Mines) 0.00-53.0 litros ó 0.00-1.87 pies3 de gases tóxicos por cada 681 g (1.5 lbs) de explosivo

Explosivos no permisibles (Instituto de Fabricantes de Explosivos) Tipo de Pies3 de gases tóxicos por cada 200 g emanaciones de explosivos (1 cartucho de 1¼" 8") Clase 1 0.00 - 0.16 Clase 2 0.16 - 0.37 Clase 3 0.33 - 0.67

g) Flamabilidad Esta propiedad se refiere a la facilidad con la cual un explosivo o agente explosivo puede ser iniciado por una fuente de calor. La mayoría de las dinamitas se inician rápidamente y se consumen violentamente, por lo que esta forma de quemarse se puede transformar en una detonación. Los hidrogeles son más difíciles de iniciar que la dinamita y en muchos casos una fuente de flama debe aplicarse en forma continua. Aún después de que casi toda el agua se ha evaporado por la flama exterior, los hidrogeles soportarán la combustión.

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Los productos explosivos a base de nitrato de amonio (como los hidrogeles), tienen una tendencia menor a transformar la combustión en una detonación. Las pruebas de combustión para simular condiciones que se presentan en el campo, han variado desde la combustión de una sola caja de explosivo, hasta una carga de 10,000 libras confinadas en un camión. A la fecha, los hidogeles no han detonado bajo esas condiciones. Estas pruebas de combustión han demostrado que los hidrogeles tienen un potencial significativamente menor para detonar cuando están sujetos a la flama, que el que tienen las dinamitas, pero debe enfatizarse que esto es solamente una prueba de seguridad, lo que implica que deberán evitarse prácticas inseguras.

4.5.1 Ingredientes de los explosivos

Con base en sus funciones, los ingredientes usados en la manufactura de explosivos de alta intensidad, se clasifican en: explosivos base, combustibles, acarreadores de oxígeno, antiácidos, absorbentes y anticongelantes. En virtud de que algunos ingredientes realizan más de una función también caerán dentro de más de una clasificación (tabla 4.2). Explosivos base Es el constituyente principal en la mezcla de ingredientes explosivos. Consta de una sustancia sólida o líquida, la cual, bajo la aplicación de una fuente de calor suficientemente intensa, o por el efecto de un golpe o choque, se convierte rápidamente en productos gaseosos acompañados de un desprendimiento de energía y de calor. Combustibles y acarreadores de oxígeno Son sustancias que se adicionan a un explosivo base con objeto de ganar oxígeno en el balance de la reacción (porcentaje de oxígeno requerido para completar la conversión de calor a monóxido o bióxido de carbono e hidrógeno en el agua). La combinación de combustibles con un exceso de oxígeno en una mezcla explosiva, previene la formación de óxidos de nitrógeno, emanaciones que resultan ser sustancias altamente venenosas. Un acarreador de oxígeno asegura la oxidación completa del carbón en la mezcla explosiva con objeto de prevenir la formación de monóxido de carbono. La formación de óxidos de nitrógeno o de monóxido de carbono, además de ser indeseables debido a sus emanaciones tóxi-

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CAPÍTULO 4

cas, resultan en una pobre producción de calor durante el proceso de detonación, debido a que parte de ellos se consumen en la formación de bióxido de carbono y nitrógeno. Un bajo calor de explosión significa una reducción en la energía del explosivo durante su trabajo y, consecuentemente, una baja eficiencia durante el proceso de detonación. Antiácidos Se adicionan a los explosivos para incrementar su estabilidad durante el período de almacenaje. Absorbentes Son sustancias que se usan cuando se requiere absorber explosivos base en forma líquida (ejemplo: aserrín, algodón, tierras inertes, etc.), con objeto de hacerlos más estables para su manejo. Anticongelantes Para algunos tipos de explosivos cuyos destinos de operación son regiones árticas o extremadamente frías, se adicionan estos componentes para evitar el congelamiento de los compuestos explosivos activos durante el almacenaje y operación, cuya consecuencia se traduciría en la no iniciación o degradación del producto.

TABLA 4.2 Ingredientes de los explosivos Ingrediente

Fórmula química

Dinitrato etilenoglicol

C2H4(NO3)2

Piroxilina (nitrocelulosa, algodón pólvora o gun-cotton)

C6H7(NO3)3O2

Tetranitrodiglicerina

C6H10N4O13

Nitrostarch Trinitrotolueno (TNT)

? C7H5N3O6

Polvo metálico de aluminio

Al

Pólvora negra Pentaeritritetranitrato (tetranitrato de pentacritrita, PETN o pentrita)

250

Función Explosivo base de bajo punto de congelación Explosivo base. Agente gelatinizante

Na NO3+C+S

Explosivo base de bajo punto de congelación Explosivo base Explosivo base Explosivo base para producir fulminantes y cordón detonante Explosivo base deflagrante

C5H8N4O12

Explosivo base para producir fulminantes y cordón detonante


Azida de plomo (o nitruro de plomo) Estifnato de plomo (o trinitroresorcinato de plomo)

Pb (N3)3

Fulminato de mercurio

Hg (ONC)2

Nitrato de amonio

NH4 NO3

Nitrato de sodio

Na NO3

Nitrato de potasio Oxígeno líquido Carbón vegetal Carbón mineral Parafina Azufre Diesel Pulpa de madera Kieselgur Gis Carbonato de calcio Óxido de zinc

K NO3 O2 C C Cn H2n+S S (CH3)2(CH2)n (C6H10O5) SiO2 CaCO3 CaCO3 ZnO

Cloruro de sodio

NaCl

Explosivo base para producir fulminantes y cordón detonante Explosivo base para la producción de fulminantes Explosivo base para producir fulminantes y cordón detonante Agente explosivo Acarreador de oxígeno Acarreador de oxígeno. Reductor del punto de congelación Acarreador de oxígeno Acarreador de oxígeno Combustible Combustible Combustible Combustible Combustible Combust. y absorbente Absorbente Absorbente Antiácido Antiácido Depresor de flama para explosivos permisibles

4.5.2 Descripción de los componentes explosivos más comunes

En la siguiente tabla se encuentra una lista de los componentes explosivos comerciales más comunes, donde aparece: nombre, fórmula química, densidad, velocidad y temperatura de detonación y una breve descripción de su textura y color, para facilitar su identificación física. TABLA 4.3 Componentes explosivos más comunes

Nombre

Fórmula química

δ (g/cc)

Detonación Temp. Vel. (oC) (m/s)

Nitroglicerina

C6H5(NO3)3

1.60

7,700

222

C7H5N3O6

1.65

6,825

570

NaNO3+C+S

varía

400

510

O2+C

0.80

4,700

0.0

C5H8N4O12

1.77

8,300

272

Trinitrotolueno (TNT) Pólvora negra Oxígeno líquido explosivo Pentrita

Textura y color Líquido amarillo aceitoso transparente como la miel. Cristales amarillos. Grano negro. Sustancia líquida obscura. Polvo blanco.

251

CAPÍTULO 4

Fulminato Hg Ácido pícrico Azida de plomo Ciclonita Nitrato de amonio y diesel (ANFO) Glicoldinitrato (GDN) Nitrocelulosa (Gun-cotton)

Sustancia gris/blanca. Cristales amarillo/anaranjado.

Hg (OCN)2

4.43

5,000

210

C6H2(NO2)3OH

1.76

7,350

322

Pb (N3)2

4.80

5,180

275

Grano cristalino pardo.

C3H6(NNO2)

1.84

8,186

405

NH4NO3+C

1.73

2,500

325

C2H4N2O6

1.48

2,050-7,300

?

C6H7(NO3)2O2

1.70

7,300

230

Cristal blanco. Masa pegajosa con perlas blancas y fuerte olor a diesel. Líquido amarillo. Masa plástica pegajosa.

NITROGLICERINA a) Preparación La nitroglicerina usualmente se nitrata a 25oC o menos, agregándola muy despacio a una muy bien agitada mezcla de ácido nítrico, ácido sulfúrico y agua. Un ejemplo de esta proporción puede ser: 40/59.5/0.5 (nítrico/sulfúrico/agua). La nitroglicerina es el explosivo que en grandes cantidades resulta ser el más peligroso que existe debido a su inestabilidad. b) Neutralización química La nitroglicerina se puede descomponer químicamente, adicionándola muy lentamente a una solución (equivalente a 10 veces su peso) de sulfuro de sodio al 18% (Na2S.9 H2O). Con la reacción se libera calor, eliminando el peligro si se mantiene una agitación constante durante la incorporación de la nitroglicerina y se continúa hasta completar la operación. c) Toxicidad Altamente venenosa si se ingiere. Al contacto con la piel o con la inhalación de sus vapores, puede resultar en fuertes dolores de cabeza debido a la dilatación de los vasos sanguíneos. Esta particularidad hace que, medicinalmente preparada, sea recetada por los médicos cardiólogos a las personas que padecen de insuficiencia coronaria. d) Ecuación de detonación

252

CAPÍTULO 4

4 C 3 H 5 (NO3 )s

⇒

12 CO 2 + 10 H 2 O + 6 N 2 + O 2

e) Usos 1. Industrial: Es el explosivo base más empleado de todos aquellos que se usan en la industria. 2. Militar:

Como ingrediente propelante en la fabricación de todo tipo de municiones.

f) Temperatura de descomposición 120 grados Farhenheit. TRINITROTOLUENO (TNT) a) Preparación El TNT se prepara mezclando 294 gramos de ácido sulfúrico y 145 gramos de ácido nítrico a 30-40oC, con una buena agitación. Después, se disuelve en 109 gramos de ácido sulfúrico calentado a 50oC en una mezcla de 54.5% de ácido nítrico y 45.5% de ácido sulfúrico bajo agitación. La mezcla así formada deberá mantenerse en agitación por espacio de 2 horas, después de las cuales se enfriará, se filtrará y se lavará con agua. b) Descomposición química La cantidad de TNT que se desea descomponer deberá ser agregada muy lentamente mientras se agita a una solución (equivalente a 30 veces su peso) que se prepara disolviendo una parte de sulfuro de sodio (Na2S.9 H2O) en 6 partes de agua. c) Toxicidad Concentraciones de TNT arriba de 1.5 mg/m3 resultan tóxicas, produciendo vómito, dermatitis, pérdida de apetito y diarrea. El TNT puede tener también efectos nocivos sobre el hígado. d) Usos 1. Industrial: Como explosivo base.

222


2. Militar:

NOTA:

Cargas de demolición, cargas de profundidad (para ataques contra submarinos), granadas y torpedos.

El TNT es considerado hoy en día como el más importante explosivo para usos militares.

PÓLVORA NEGRA a) Preparación La fórmula original fue una mezcla de nitrato de sodio o de nitrato de potasio (salitre), azufre y carbón vegetal. La composición puede variar, pero esencialmente el porcentaje puede ser del orden de 75/15/10. b) Descomposición química La pólvora negra podrá ser desensibilizada lavándola con agua para disolver el nitrato de potasio. Los productos del lavado deberán ser desechados por separado debido a que los residuos de azufre y carbón son combustibles, aunque no explosivos por sí solos. c) Toxicidad Cuando la pólvora negra explota produce cantidades considerables de humo y gases, entre los cuales algunos son tóxicos, como es el caso del monóxido de carbono y el sulfuro de hidrógeno. d) Ecuación de detonación Las reacciones de la pólvora negra son muy complicadas, debido a que involucran la formación de Na2SO4, Na2SO3, Na2S, SO2, CO2 y CO además de otras posibles especies. 20 KNO 3+ 3 OC+ 10 S ⇒ 6 K 2 CO 3+ K 2 SO 4+ 3 K 2 S 3+ 14 CO 2+ 10 CO+ 10 N 2 e) Usos 1. Industrial: Explosivo base deflagrante. Para la fabricación de cañuelas, como acarreador de flama. Para usos en pirotecnia, etc. 2. Militar:

Iniciador de cargas explosivas como acarreador de flama.

PENTAERITRITETRANITRATO (PETN o Pentrita)

223

CAPÍTULO 4

a) Preparación Para esta preparación se deben disolver 1940 gramos de folmaldeído y 600 gramos de acetildeído, en 90 litros de agua que contenga 1600 gramos de cal apagada. La reacción se completa en aproximadamente 3 semanas, agitando varias veces al día. b) Descomposición química El PETN se descompone químicamente disolviendo en acetona (aproximadamente 8 veces su peso), para después quemar esta solución en un recipiente de poco fondo. c) Toxicidad Muy tóxico. Puede causar convulsiones, dispnea o bajar la presión sanguínea. d) Ecuación de detonación C (CH 2 ∗ O ∗ NO 2 )4

⇒ 3 CO 2+ 2 CO+ 4 H 2 O+ 2 N 2

e) Usos 1. Industrial: Explosivo base. Para la fabricación de cordones detonantes y estopines. 2. Militar:

Se emplea en la fabricación de proyectiles de pequeño calibre.

FULMINATO DE MERCURIO a) Preparación Se disuelven 5 gramos de mercurio en 25 cc de ácido nítrico sin agitación, para después vaciar esta solución en 50 cc de alcohol etílico de 90 grados Gay Lussac. b) Descomposición química Para poder descomponer el fulminato de mercurio se debe vaciar bajo agitación, una cantidad equivalente a cuando menos 10 veces su peso, en una solución al 20 % de tiosulfato de sodio. c) Toxicidad

224


Extremadamente venenoso si se inhala o permanece en contacto directo con la piel en cantidades mayores a 0.1 mg/m3. Puede causar calvicie, ceguera, deterioro cerebral y en caso extremo, des-pués de un cierto período de tiempo, la muerte. d) Ecuación de detonación Hg(CNO )2

⇒

2 CO + 2 N + Hg

e) Usos. 1. Industrial: Para la elaboración de detonadores, estopines y como compuesto primario para iniciadores. NOTA:

Debido a su alta toxicidad, su empleo se encuentra casi eliminado de la industria de los explosivos.

ÁCIDO PÍCRICO

a) Preparación Para la preparación de esta sustancia explosiva se emplea fenol y ácido sulfúrico para formar una mezcla de ácido fenosulfúrico, el cual posteriormente deberá ser nitratado. b) Descomposición química El ácido pícrico se descompone disolviendo 30 veces su peso en una solución preparada con una parte de sulfuro de sodio en 6 partes de agua. c) Toxicidad Los cristales de este ácido pueden causar manchas color óxido en la piel y producir vapores irritantes a los ojos y vías respiratorias. d) Ecuación de detonación 2 C 6 H 2 (NO 2 )5 OH ⇒ 3 CO 2 + 8 CO + C + 3 H 2 + 3 N 2 e) Usos

225

CAPÍTULO 4

1. Industrial:

Explosivo base para sustancias explosivas de alta intensidad.

2. Militar:

Antiguamente, como relleno explosivo de proyectiles. Actualmente se usa como una mezcla explosiva adicional.

AZIDA DE PLOMO a) Preparación El azida de plomo se precipita en una solución formada por 60 partes de nitrato de plomo y 40 partes de azida de sodio, calentada a una temperatura de 160oF. b) Descomposición química Se disuelve en una solución al 10% de acetato de amonio y se agrega una solución al 10% de dicromato de sodio o de potasio, hasta que ya no precipite más el cromato de plomo. c) Usos 1. Industrial:

Explosivo base usado en la manufactura de estopines.

2. Militar:

Agente iniciador de estopines en municiones militares y compuestos para cebado.

OXÍGENO LÍQUIDO EXPLOSIVO (LOX) a) Preparación El oxígeno líquido explosivo consiste en un cartucho de "negro de humo", carbón vegetal o mineral, sumergido dentro del oxígeno líquido justo antes de ser cargado. b) Descomposición química Por evaporación lenta del oxígeno. c) Toxicidad

226


El oxígeno líquido no debe ser empleado en minas subterráneas o en lugares con pobre ventilación, debido al alto contenido de monóxido de carbono contenido en las emanaciones producidas durante el proceso de detonación. d) Ecuación de detonación

C + O2

⇒

CO 2 + 94,000 calorías

e) Usos 1. Industrial:

Acarreador de oxígeno en la formulación de explosivos. Empleado en canteras y tajos abiertos como fragmentador de rocas.

CICLONITA a) Preparación 40 partes de hexametilenotetramina se tratan con 30-50% de ácido nítrico y se pone a secar. Después, esta mezcla se disuelve en 240 partes de anhídrido acético y ácido de nitrato de amonio. b) Descomposición química La ciclonita se desactiva agregándola muy lentamente a 25 veces su peso de hidróxido de sodio hervido al 5%. Después de incorporada al hidróxido de sodio, la solución deberá continuar hirviendo por espacio de 1.5 horas más. c) Toxicidad La inhalación de la ciclonita puede causar desvanecimientos y convulsiones de tipo epiléptico. Deberá evitarse el contacto con la piel y los ojos. d) Usos Este explosivo fue desarrollado con fines militares durante la segunda guerra mundial. Se emplea fundamentalmente como detonador de cargas de base para proyectiles; como explosivo para bombas y como ingrediente para la manufactura de explosivos plásticos.

227

CAPÍTULO 4

NITRATO DE AMONIO Y DIESEL (ANFO) a) Preparación El nitrato de amonio se prepara mediante la neutralización de una solución acuosa de amoníaco con ácido nítrico y la evaporación de la solución. El producto, que resulta muy puro, deberá secarse en un horno tipo trommel con una rejilla perforada para producir los gránulos comerciales. El ANFO (Ammonium Nitrate Fuel Oil, por sus siglas en inglés), se produce mediante la adición de 5.5% de diesel a las perlas de nitrato de amonio, para formar una masa pegajosa de gránulos blancos con un penetrante olor característico a diesel. b) Descomposición química El ANFO se descompone con álcalis fuertes por medio de la liberación del amoníaco. Normalmente se emplea ácido sulfúrico (para formar sulfato de amonio) y ácido nítrico. c) Toxicidad El ANFO resulta casi inocuo al contacto con la piel. Tampoco produce vapores tóxicos durante su manejo previo al cargado y detonación. Ingerido puede producir trastornos estomacales e irritación del tracto digestivo. d) Ecuación de detonación

NH 4 NO 3

⇒ 4 N 2 + 8 H 2 O + 2 O 2 + 195,000 calorías

e) Usos 1. Industrial: Como carga detonante de columna. Como agente explosivo. Como fertilizante de productos agrícolas. 2. Militar: Se emplea en la fabricación de bombas y de proyectiles de gran calibre.

GLICOL-DINITRATO (GDN)

228


a) Preparación El glicol-dinitrato puede ser preparado por medio de la nitratación del glicol-etileno (HOCH CH2OH2) con ácido nítrico mezclado en el mismo aparato que se usa para la preparación de la nitroglicerina. El glicol se prepara por medio de la síntesis del etileno clorohidrón. b) Usos 1. Industrial: Como agente anticongelante en la elaboración de las dinamitas.

NITROCELULOSA a) Preparación La nitrocelulosa se prepara con las pelusas y sobrantes del segundo corte (cosecha) del algodón, previamente secadas hasta alcanzar un contenido de humedad menor al 0.5%. Estas pelusas y sobrantes se nitratan por inmersión en una mezcla de ácidos sulfúrico y nítrico, bajo las siguientes condiciones: 1. Relación de la mezcla ácida a algodón : 55 a 1 2. Composición aproximada de la mezcla ácida: H2SO4 --------- 68% HNO3 ---------- 22% H2O ---------- 10% Temperatura del ácido al empezar -- 34oC Tiempo de nitratación --------------------- 24 min. b) Descomposición química La nitrocelulosa se puede degradar incorporándola sin dejar de agitar, a 5 veces su peso de una solución al 10% de hidróxido de sodio calentada a 70oC. La agitación deberá continuar por espacio de 15 minutos más después de que haya sido adicionada la nitrocelulosa. c) Usos

229

CAPÍTULO 4

1. Industrial: Explosivo base y agente gelatinizador.

4.6 Criterios generales para la selección de un explosivo Para cualquier labor de detonación se exige que el explosivo o el agente explosivo realice el mejor trabajo. Para seleccionar el explosivo más adecuado, el cliente deberá definir las condiciones físicas del material donde lo va aplicar, tales como dureza y densidad de la roca, factores geológicos, condiciones de humedad y disponibilidad de ventilación. También deberá definir cuáles serán sus resultados óptimos (grado de fragmentación, altura y desplazamiento del montón de rezaga, etc.). Conociendo estos factores, el comprador podrá decidir cuál de las propiedades de los explosivos es la más importante para su situación en particular. Por ejemplo, en rocas duras y densas como la taconita y el granito, un explosivo de alta velocidad o un agente explosivo como una gelatina o un slurry explosivo, proporcionarán la acción máxima de fracturamiento requerido para el rompimiento de ese tipo de rocas; sin embargo, en la práctica el uso de nitrato de amonio y diesel (ANFO) podrá proporcionar resultados semejantes -previo cálculo adecuado- por lo que debido a su bajo costo resulta obvio que será preferido sobre los más caros. Un explosivo de alta densidad también es preferible debido a que permite la máxima utilización de cada pie de barreno vaciado, lo que resulta de particular importancia cuando se barrena en rocas duras, donde los costos por metro o pie barrenado son muy altos. En rocas blandas, agentes explosivos de baja densidad como el ANFO o una dinamita de baja densidad a base de nitrato de amonio, usualmente proporcionarán resultados satisfactorios. Un explosivo que contenga un alto porcentaje de nitrato de amonio dará como resultado una gran cantidad de gases tóxicos, pero se obtendrán mejores resultados en el desplazamiento de la rezaga si se compara con un explosivo de alta densidad y, sobre todo, a un costo más bajo. Los explosivos de baja velocidad pueden resultar preferibles cuando se requiere obtener granulometrías del orden de 2 pulgadas (tamaño grava). La resistencia a la humedad y la clasificación de gases tóxicos producidos, factores de peso durante la etapa de selección, resultan obvios. El usuario deberá evitar el uso de explosivos o agentes explosivos secos, con una resistencia al agua pobre o baja, cuando se trabaje en condiciones de alta humedad, a menos que las sustancias explosivas posean o se les proporcione una protección externa, como bolsas de plástico dentro del barreno. El uso de bolsas de polietileno es recomendable, fundamentalmente en los barrenos verticales descendentes utilizados en operaciones a cielo abierto donde los explosivos son vaciados por gravedad dentro del barreno. Cuando se usan inyectores neumáticos de explosivos, el tubo de plástico

230


que baja al barreno incrementa el peligro de crear electricidad estática debido al efecto de fricción de las partículas de ANFO. Adicionalmente se generará con el uso de las bolsas de plástico una mayor cantidad de gases tóxicos, los cuales deberán ser cuidadosamente evaluados si se desea emplear en operaciones subterráneas o donde las condiciones de ventilación sean muy pobres o limitadas. Otros factores, representados por los costos de cargado y por los costos de iniciación o encendido, deberán ser tomados en cuenta. Escoger el explosivo adecuado tendrá sus efectos, no solamente en los costos y eficiencia de los programas de explotación, sino que afectará también la economía de las operaciones de barrenado, cargado, acarreo y trituración primaria. Esto es particularmente verdadero en detonaciones de roca competente, donde el uso de explosivos más caros (de alta velocidad y alta densidad), incrementarán los costos de voladura, pero casi siempre resultan en el abatimiento del resto de los costos de operación.

4.7 Historia y desarrollo de los explosivos comerciales Los primeros explosivos comerciales de la época moderna fueron en principio los explosivos de alta intensidad, donde el compuesto detonante más importante fue la nitroglicerina. Su denominación comercial fue el de "dinamita" y la intensidad explosiva se cuantificaba por su contenido de nitroglicerina, de tal manera que se podía hablar de dinamitas al 40%, al 60%, etc., porcentaje que indicaba el contenido de nitroglicerina por unidad, complementando el resto con materiales inertes u otros compuestos explosivos. Las dinamitas originalmente fueron manufacturadas con una mezcla de nitroglicerina, tierras diatomáceas (ingrediente inerte y poroso) y alguna variedad de arena sílica. Posteriormente, y a través del tiempo, los ingredientes inertes fueron sustituidos por ingredientes activos, para producir explosivos más poderosos en la medida que lo fue demandando la industria consumidora. Las dinamitas nitroglicerinadas puras estaban constituidas por partes proporcionales de nitroglicerina, nitrato de sodio, algún combustible carbonáceo, un antiácido y algunas veces azufre. Generalmente se producían en potencias (en peso) del 20 al 60%. Las dinamitas puras se caracterizaban por su alta velocidad de detonación, alta resistencia a la humedad y gran desprendimiento de emanaciones tóxicas, lo que las hacía poco recomendables para usos subterráneos o para espacios mal ventilados. Las dinamitas extras o de base amoniacal fueron reemplazando a las dinamitas nitroglicerinadas en muchas y muy variadas aplicaciones. Las dinamitas se dejaron de fabricar comercialmente en México desde el año de 1980; sin embargo, en algunas

231

CAPÍTULO 4

partes del mundo siguen vigentes y en operación. A manera de reseña histórica, a continuación se describirán las dinamitas que en su momento fueron los productos explosivos de mayor demanda en el mercado.

4.7.1 Primeros explosivos comerciales 4.7.1.1 Dinamitas amoniacales de alta densidad

El alto costo de las dinamitas puras nitroglicerinadas, así como sus propiedades indeseables (gases venenosos), condujeron al desarrollo de las dinamitas a base de nitrato de amonio, conocidas comúnmente como dinamitas extra. Las dinamitas extra fueron los explosivos encartuchados de mayor uso, quizá con excepción de las nuevas gelatinas que se fueron desarrollando. Una dinamita a base de nitrato de amonio poseía una composición muy similar a la de las dinamitas puras, con la diferencia de que el nitrato de amonio reemplazaba porciones de nitroglicerina y nitrato de sodio. Estas dinamitas amoniacales comúnmente se fabricaban en grados que iban del 20 al 60% en potencia. Eran de menor velocidad de detonación, menor densidad, mejor calidad de emanaciones y considerablemente menos sensibles al choque y a la fricción. Las dinamitas extra podían ser usadas donde la roca era extremadamente dura y en donde las condiciones de humedad no eran muy severas. Se empleaban ampliamente en operaciones a cielo abierto (tajos, canteras, descapote de mantos de carbón, etc.), así como en minas subterráneas bien diseñadas en cuanto a ventilación se refiere. Su uso prevaleció en barrenos de diámetro pequeño y en operaciones de baja producción.

4.7.1.2 Dinamitas amoniacales de baja densidad

Una dinamita de baja densidad era un explosivo con una potencia en peso de aproximadamente 65%. Comercialmente se le conocía también como dinamitas extra de baja intensidad. Su composición era semejante a las de alta densidad, con la diferencia de que tenían una proporción más baja de nitroglicerina y una más alta de nitrato de amonio.

4.7.1.3 Gelatinas puras

Las gelatinas puras eran explosivos de alta densidad y de textura plástica, compuestas fundamentalmente de nitroglicerina (o alguna otra sustancia explosiva gelatinizada con nitrocelulosa), un antiácido, nitrato de sodio, un combustible carbonáceo y algunas veces azufre. Al igual

232


que todas las gelatinas, era un explosivo a prueba de agua, o lo que es lo mismo, con excelente resistencia en condiciones de extrema humedad. Las gelatinas puras eran equivalentes a las dinamitas puras. Las gelatinas puras fueron usadas para fracturar rocas excesivamente duras y como carga de fondo en la columna de explosivos; sin embargo, su alto costo al igual que el de las dinamitas puras, obligaron su reemplazamiento, por un sustituto más económico, surgiendo las gelatinas a base de nitrato de amonio. La composición de las gelatinas puras para diferentes porcentajes así como algunas de sus propiedades se reproducen en la siguiente tabla. TABLA 4.4 POTENCIA (en peso) Nitroglicerina

Nitrato de sodio Nitrocelulosa Combustible Azufre Antiácido Humedad Velocidad (fps) Gases Cartuchos Gravedad específica

20%

30%

40%

50%

60%

20.2 60.3 0.4 8.5 8.2 1.5 0.9 11,000 bueno 85 1.7

25.4 56.4 0.5 9.1 6.1 1.2 1.0 14,500 bueno 88 1.6

32.0 51.8 0.7 11.2 2.2 1.2 0.9 16,500 bueno 92 1.5

40.1 45.6 0.8 10.0 1.3 1.2 1.0 18,500 bueno 95 1.5

49.6 38.9 1.2 8.3 --1.1 0.9 20,000 bueno 98 1.4

4.7.1.4 Gelatinas detonantes

Genéricamente, las gelatinas detonantes han sido consideradas como los explosivos comerciales más poderosos en el mercado. Físicamente tienen apariencia pastosa de textura semejante a la del hule blando, debido fundamentalmente a que uno de sus componentes básicos puede ser la nitrocelulosa o alguna goma gelatinizante. También contienen un antiácido para aumentar su estabilidad durante el almacenaje. Las gelatinas detonantes se adaptan particularmente a usos submarinos (construcción de diques y muelles; trabajos de dragado, etc.) o en localidades donde las condiciones de humedad son extremas. Su mayor desventaja es su alto costo. Dentro de sus propiedades más relevantes está la de poseer una excelente resistencia al agua, una velocidad de detonación (confinada) de 25,000 a 26,000 fps y una gravedad específica de 1.3, lo que resulta en una cuenta de cartuchos cercana a 110 piezas por caja de 50 libras. Su

233

CAPÍTULO 4

composición aproximada en peso era: nitroglicerina 91%, nitrocelulosa 7.9%, antiácido 0.9% y humedad 0.2%. 4.7.1.5 Gelatinas amoniacales La gelatina amoniacal, también conocida como gelatina especial o gelatina extra, es prácticamente una gelatina pura con una porción de nitroglicerina y nitrato de sodio reemplazados por nitrato de amonio. Al igual que los anteriores explosivos amoniacales, esta gelatina se desarrolló buscando un sustituto más barato para las gelatinas puras. La gelatina de amonio se fabricaba comúnmente en potencias del 30 al 80%, con su correspondiente potencia en cartucho de 35 a 72%. Comparada con la gelatina pura, la gelatina de nitrato de amonio posee una velocidad de detonación un poco más baja, pero con una mejor calidad de gases emanados y menor resistencia a la humedad a pesar de que se podía iniciar eficientemente, aun después de permanecer sumergida en agua por algunos días. Las gelatinas amoniacales reemplazaron a las gelatinas puras en prácticamente todas las aplicaciones, excepto en trabajos subacuáticos. Debido a que la gelatina de amonio poseía muy buenas cualidades en cuanto a la emanación de gases tóxicos, resultaba adecuada para usos subterráneos y otros tipos de trabajos similares. 4.7.1.6. Semigelatinas

Una semigelatina se comparaba con una gelatina amoniacal en básicamente todas sus características, al igual que las gelatinas extra de baja densidad. La serie de gelatinas tenía una potencia en peso uniforme, la cual fluctuaba entre el 60 y el 65%, con una potencia en cartuchos que variaba en función de la densidad y tamaño del grano de los ingredientes. Debido a sus propiedades, quedaba comprendida entre las dinamitas amoniacales de alta densidad y las gelatinas amoniacales puras. Podía ser usada para reemplazar a la dinamita amoniacal cuando se requería mayor resistencia a la humedad, sustituyendo también (a costos más bajos) a las gelatinas amoniacales puras donde existían condiciones severas de humedad. La velocidad de detonación confinada era bastante adecuada, ya que variaba entre 10,000 y 12,000 fps, y a diferencia de los explosivos de otro tipo, la pérdida de confinamiento no afectaba grandemente su velocidad de detonación. Su magnífica calidad de emanaciones permitía su uso en trabajos subterráneos y su consistencia plástica la hizo ideal para el cargado de barrenos verticales ascendentes. La siguiente tabla muestra la composición y cualidades de las gelatinas amoniacales. TABLA 4.5 POTENCIA (% en peso) Nitroglicerina

30%

40%

50%

60%

22.9

26.2

29.9

35.3

234


Nitrocelulosa Nitrato de sodio Nitrato de amonio Combustible Azufre Antiácido Humedad Velocidad de detonación Emanaciones Resistencia humedad Número de cartuchos (caja) Gravedad específica

0.3 54.9 4.2 8.3 7.2 0.7 1.5 14,000 muy buenas excelente 90 1.6



0.7 33.5 20.1 7.9 --0.8 1.7 17,500 muy buenas excelente 100 1.4

4.7.2 Explosivos comerciales actuales 4.7.2.1 Hidrogeles explosivos

Cuando los hidrogeles se desarrollaron vinieron a reemplazar, por razones de seguridad, a las dinamitas a base de nitroglicerina, por lo que se consideran explosivos de alta densidad que se pueden usar como "cebo" de agentes explosivos. Los hidrogeles explosivos resultan excelentes debido a su alta velocidad de detonación (5,700 m/s ó 18,700 fps) y energía liberada, las cuales en conjunto producen altas presiones de detonación. Para su iniciación se requiere de un fulminante del número 6. Los hidrogeles son explosivos de consistencia gelatinosa, compuestos por sales de amonio y sodio en su fase acuosa, y fundamentalmente aluminio de grado fino en su fase combustible, razón por la cual algunos de estos explosivos son fácilmente identificables por su apariencia plateada. Dentro de las características técnicas que presentan los hidrogeles explosivos, se pueden enumerar las siguientes: Excelente resistencia al agua. Resultan muy económicos como iniciadores de agentes explosivos. Altamente recomendables en voladuras difíciles, especialmente en rocas de alta densidad y dureza. Excelente "cebo" para agentes explosivos (ANFO). Baja producción de gases tóxicos. Presentación comercial en cartuchos de película plástica altamente resistente al uso rudo. Presentación comercial en tres tamaños: 2×8, 3×8 y 2×16 pulgadas. 4.7.2.2 Emulsiones explosivas

235

CAPÍTULO 4

Pertenecen a la más actual generación de explosivos comerciales. Las emulsiones, ya sea en su presentación como explosivos o como agentes explosivos, representan el desarrollo más reciente en el campo de los explosivos, más allá de sus ingredientes que por sí mismos son sustancias explosivas. Mediante el empleo de emulsificadores adecuados, se puede dispersar una solución concentrada de nitrato de amonio disuelto en agua caliente, para formar otra solución de gotitas micrométricas en aceite combustible o diesel. En la suave mezcla resultante (parecida a la margarina o a la vaselina), la solución de nitrato de amonio permanece como un líquido super frío sin cristalización, aun a temperaturas por debajo de cero grados centígrados. En contraste con el ANFO, el cual no puede ser usado en barrenos llenos de agua debido a la gran solubilidad de nitrato de amonio, las emulsiones explosivas poseen una excelente resistencia al agua, dado que cada microgota de nitrato/agua está rodeada por una delgada capa de aceite que repele el agua. El extremadamente pequeño tamaño de las gotitas y el espesor submicrométrico de la película de aceite proporcionan una gran área de contacto entre el diesel y la solución oxidizante. Debido a las características técnicas y a sus componentes, las emulsiones detonantes reúnen una combinación de alta densidad, gran velocidad de detonación y elevada energía, que en conjunto permiten expandir los parámetros de diseño de una plantilla de detonación, lo que significa ahorros considerables en los costos de operación por metro cúbico de roca fragmentada. Las emulsiones detonantes se entregan a granel en forma mucho más rápida y eficiente que los sistemas de cargado tradicionales, gracias a los sistemas de carga mecanizada por medio de camiones cisterna operados en el propio lugar de trabajo como un servicio "a pie del barreno". También se presentan comercialmente en tubos o cartuchos de polietileno en diámetros que van desde 2 hasta 5 pulgadas, con longitudes de 16 y 37 pulgadas. Su empleo se ha extendido a operaciones mineras subterráneas, para lo cual se han empezado a empacar en diámetros intermedios y pequeños (2½ × 4 y 1 × 8 pulgadas). Por ser un explosivo tipo emulsión, puede ser cargado en barrenos llenos de agua sin desagüe previo y permanecer ahí por largos periodos de tiempo sin que sus propiedades técnicas se vean afectadas. Las emulsiones poseen una mayor velocidad y presión de detonación que los hidrogeles o el ANFO, en diámetros de barrenación similares, dando como resultado una mejor fragmentación de roca bajo condiciones difíciles de detonación, tales como barrenos inundados o alta humedad. Las emulsiones también resultan ideales como boosters para la iniciación de barrenos de gran diámetro cargados con productos explosivos a granel. La estabilidad de las emulsiones resulta excelente bajo un amplio rango de temperaturas, por lo que es común para las emulsiones tener periodos de vida útil de más de un año. La eficiencia de las emulsiones se debe prin-

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cipalmente al microtamaño de las partículas de sus componentes, en contraste con los materiales explosivos que se han venido usando hasta ahora, los cuales son granulares con una gama muy amplia de tamaños, como es el caso del ANFO y los hidrogeles, los que no se "quemarán" a una velocidad uniforme durante el proceso de detonación, por lo que resultarán menos eficientes. Estudios independientes han mostrado que las emulsiones poseen una eficiencia del 93%, en comparación con los hidrogeles que han mostrado un 70% de eficiencia. Las emulsiones explosivas pueden ser programadas para proporcionar varios rangos de energía y densidad dentro de cada barreno, posibilitando formulaciones adecuadas para cada tipo de voladura. El tipo de cargado "a granel" asegura un llenado completo de los barrenos y el acoplamiento perfecto del material, consiguiendo con ello una transferencia óptima de energía generada a la roca. TABLA 4.6 Comparación entre explosivos y emulsiones Tipo de explosivo

Densidad (g/cm³)

Hidrogel Emulsión a granel 25% emulsión/75% ANFO 50/50% emulsión/ANFO 75% emulsión/25% ANFO

0.82 1.20 1.25 1.17 1.30 1.27 1.65

ANFO

TNT

Velocidad de detonación (m/s) 3,700 4,800 5,500 4,700 4,900 5,200 6,900

Energía (kcal/cm²)

Resistencia al agua

740 1,030 1,030 990 1,060 1,000 1,000

pobre buena excelente buena excelente excelente excelente

4.8 Agentes explosivos y artificios de iniciación 4.8.1 Agentes explosivos

Un agente explosivo comercial se definirá como una composición o mezcla de sustancias químicas que, conjuntamente o en forma aislada, resultan insensibles al efecto iniciador de un estopín del número 8 o de menor intensidad. Por regla general, la formulación básica de los agentes explosivos consta de nitratos inorgánicos y combustibles carbonáceos, los cuales pueden contener sustancias adicionales como polvo de aluminio y ferrosilicio, que por naturaleza propia, son considerados como sustancias no explosivas. Los agentes explosivos sólo podrán ser detonados bajo condiciones de confinamiento y en presencia de una carga explosiva iniciadora de alta intensidad, como sería el caso de un cartucho "cebado" o el de un estopín con potencia mayor a la del número 8, el cual con-

237

CAPÍTULO 4

tiene el equivalente a 2.0 gramos de una combinación del 80% de pentrita (pentaeritritetranitrato) y el 20% de azida de plomo (nitrato de plomo y azida de sodio). Las ventajas más relevantes de los agentes explosivos son: Bajo costo (comparado con los explosivos) Alto índice de seguridad en su manejo, almacenaje y transporte Facilidad en el cargado de barrenos La mayor desventaja la constituye su baja resistencia a la humedad (en presencia de agua o de alta humedad, se disuelve). Los agentes explosivos de mayor difusión se presentan en forma de: Agentes explosivos secos Nitrocarbonitratos Slurries o lodos a) Agentes explosivos secos Son sustancias no sensitivas a un fulminante, y para que actúen en un proceso de detonación, forzosamente deberán ser iniciados por una carga explosiva de alta intensidad. Este tipo de agentes explosivos básicamente se presenta en forma de nitrato de amonio granular o en forma de perlas. b) Nitrocarbonitratos Es un tipo de agente explosivo que no contiene sustancias explosivas de alta intensidad. Esta familia de carbonitratos está compuesta por una mezcla de nitrato de amonio como oxidizante (94%) y alguna otra sustancia en forma de combustible, usualmente cabonácidos (6%). Ejemplos de este grupo son el nitramón, el nitramito, el mexamón, el super mexamón y en general el ANFO (Ammonium Nitrate Fuel Oil). c) Slurries o lodos Las slurries en general contienen grandes cantidades de nitrato de amonio y se hacen "resistentes a la humedad", a través del uso de gomas, ceras y agentes emulsificadores. Existe una gran variedad de slurries en el mercado, por lo que se debe recordar que todas ellas muestran diferentes características y propiedades en el campo. Algunas slurries pueden ser clasificadas como explosivo de alta intensidad, en tanto que otras se clasifican como agentes explosivos, dado que estas últimas no son sensibles a un fulminante del número ocho. Esta diferencia es de gran importancia desde el punto de vista de almacenaje en polvorines.

238


Los hidrogeles o watergeles son una forma de slurries que se caracterizan por contener una alta proporción de nitrato de amonio (parte de la cual está presente en forma de solución acuosa), y dependiendo de los ingredientes remanentes (los cuales pueden ser ingredientes explosivos de alta intensidad), podrán ser clasificados ya sea como agentes explosivos o como explosivos. Las slurries "agentes explosivos" contienen sustancias no explosivas sensibilizadoras como carbón, azufre o aluminio y sustancias no sensibles a un fulminante. Las slurries "explosivas" son una mezcla de nitrato de amonio u otros nitratos y un combustible sensibilizador, el cual puede ser un hidrocarburo o polvo de aluminio. En algunos casos contienen ingredientes detonantes de alta intensidad, como TNT, PETN, nitroglicerina o alguna mezcla de ellos, los cuales por sí solos o combinados son sensibles a un fulminante del número 6. Una emulsión es un poco diferente en características a un hidrogel o slurry, pero en composición química contiene ingredientes similares y su función dentro del barreno es igual. En general, las emulsiones poseen una velocidad de detonación más alta, y en algunos casos, pueden tener la tendencia a humedecerse o adherirse a las paredes del barreno, causando dificultades en el cargado a granel. Por su alta resistencia al agua, las slurries en general pueden ser utilizadas en barrenos con agua sin que sus características técnicas se vean alteradas. Esta excelente resistencia a la humedad se debe no sólo a su envase externo de plástico, sino a las propiedades de los materiales empleados en su formulación. Por su buen balance de oxígeno y por las características de sus constituyentes químicos, no producen molestias de gases residuales al ser respirados por los operadores, en comparación con los explosivos a base de nitroglicerina. TABLA 4.7 Algunas propiedades relativas a los explosivos comerciales

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Semigelatina

Reducción en resistencia a la humedad

Dinamitas amoniacales (baja densidad)

Propiedades Reducción en velocidad de detonación

E x p l o s i v o s No-gelatinosos Gelatinoso Nitroglicerina Gelatina detonante Dinamita pura Gelatina pura Dinamitas amoniacales Gelatina amoniacal (alta densidad)

Reducción en densidad

Reducción en contenido de nitroglicerina

de nitrato de amonio

Incremento en contenido

Reducción en costos

Ingredientes

CAPÍTULO 4

Agentes explosivos secos

Slurries

Incremento en resistencia a la humedad

MEXAMON

INICIADOR DE ALTA PRESIÓN (Booster)

DETONADORES O INICIADORES NO ELECTRICOS

MECHA DE SEGURIDAD (Cañuelas)

CORDÓN DETONANTE

IGNITACORD (Cordón encendedor))

CONECTORES IGNITACORD

CONECTORES PARACORDÓN DETONANTE MS

La "X" indica que los materiales de la línea horizontal, NO se pueden almacenar con los materiales de la línea vertical TOVEX SUPER MEXAMON D MEXAMON INICIADOR DE ALTA PRESIÓN (Booster) FULMINANTES REGULARES ESTOPINES ELÉCTRICOS DETONADORES O INICIADORES NO ELÉCTRICOS MECHA DE SEGURIDAD (Cañuelas) CORDÓN DETONANTE IGNITACORD (Cordón encendedor) CONECTORES IGNITACORD CONECTORE PARA CORDÓN DETONANTE MS

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D D D D X X

D D D D X X

X X X X X X X X D D D D

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ESTOPÍNES ELÉCTRICOS

SUPER MEXAMON D

D D D D X X

La "D" indica que los materiales de la línea horzontal, SÍ se pueden almacenar con los materiales de la línea vertical

FULMINANTES REGULARES

TOVEX

TABLA 4.8 Tabla de compatibilidad para el almacenaje de sustancias explosivas

TOVEX

SUPER MEXAMON D

MEXAMON

INICIADOR DE ALTA PRESIÓN (Booster)

FULMINANTES REGULARES

ESTOPINES ELÉCTRICOS

DETONADORES O INICIADORES NO ELECTRICOS

MECHA DE SEGURIDAD (Cañuelas)

CORDÓN DETONANTE

IGNITACORD (Cordón encendedor))

CONECTORES IGNITACORD

CONECTORES PARACORDÓN DETONANTE MS

TABLA 4.9 Tabla de compatibilidad para el transporte de sustancias explosivas

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D D D D X •

D D D D X •

D D D D X •

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• • • • D D

• • • • D D

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• • • • D D

•

•

•

•

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•

•

D

D

D

La "D" indica que los materiales de la línea horizontal, SÍ se pueden transportar con los materiales de la línea vertical La "X" indica que los materiales de la línea horizontal, NO se deben transportar con los materiales de la línea vertical El "•" indica que los materiales de la línea horizontal pueden ser transportados con los de la línea vertical, en cantidades controladas. TOVEX SUPER MEXAMON D MEXAMON INICIADOR DE ALTA PRESIÓN (Booster) FULMINANTES REGULARES ESTOPINES ELÉCTRICOS DETONADORES O INICIADORES NO ELÉCTRICOS

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MECHA DE SEGURIDAD (Cañuelas) CORDÓN DETONANTE IGNITACORD (Cordón encendedor) CONECTORES IGNITACORD CONECTORE PARA CORDÓN DETONANTE MS

D D • • •

D D • • •

D D • • •

D D • • •

X X D D D

• • D D D

• • D D D

D D D D D

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D • D D D

D • D D D

D • D D D

4.8.2 Artificios de iniciación

Para poder efectuar la detonación de cargas explosivas necesariamente se requerirá del uso de ciertos artificios que acarrean la energía inicial a las cargas de alta intensidad. En la siguiente tabla se hace una clasificación de dichos artificios iniciadores. 1. Iniciadores Tipo A 30 segundos por pie a) Cañuelas (safety fuse) Tipo B 40 segundos por pie b) Encendedores de cañuela 2. Detonadores a) Cápsules, fulminantes o estopines (blasting-cap) b) Estopines eléctricos (electric blasting-cap) y Instantáneos y Retardo regular (de 1 a 12 segundos) y Retardo de periodo corto (25 a 1000 milisegundos)

c) Estopines no eléctricos de retardo (non-electrical blasting caps) d) Cordones detonantes y Alta energía. Tipo reforzado (reinforced type). (50 granos de PETN/pie). y Baja energía. Tipo económico (economy type). (25 granos de PETN/pie) y Sistema nonel (Non electrical system)

3. Cargas iniciadoras

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CAPÍTULO 4

a) Primers boosters o "veladoras." (Iniciadores de alta presión) b) Cartuchos cebados o "cebos" 1. Iniciadores 11 a) Cañuelas (safety fuse) Es un iniciador acarreador de flama, que consta de un núcleo de pólvora negra recubierto o forrado por un tramado de hilos de yute y de algodón que confina un núcleo de pólvora negra para formar un cordón unitario de aproximadamente ¼" de diámetro. Este cordón se recubre de una sustancia asfáltica (o plástica actualmente) que le proporciona flexibilidad, resistencia a la abrasión y protección contra la humedad. Su función principal es la de acarrear la fuente de energía hacia el detonador o fulminante. Esta fuente de energía se presenta en forma de fuego que hace arder el núcleo de pólvora negra. Comercialmente existen dos tipos de cañuelas que difieren una de otra en su velocidad de ignición: 1. Tipo A con una velocidad de 30 s/pie. 2. Tipo B con una velocidad de 40 s/pie. La velocidad de ignición deberá estar perfectamente controlada por el fabricante, dado que de ello dependerá el tiempo de iniciación de la ronda completa y del tiempo de que dispondrá el operador para resguardarse en un sitio seguro. Se considera aceptable un ± 10% de variación en la velocidad de ignición bajo condiciones estándar. Este margen de seguridad obedece a un índice que varía de acuerdo con las condiciones de almacenamiento, de envejecimiento del producto, ambientales dentro del polvorín, con los porcentajes de humedad y, en general, con las condiciones climatológicas prevalecientes en la zona de operación. Aunque el fabricante garantiza las velocidades de sus cañuelas dentro de los márgenes de variación, es recomendable efectuar pruebas aleatorias de quemado tomando muestras de cada rollo para verificar las velocidades. Por regla general, los tramos muestreados se deben tomar de ambas puntas de cada rollo. La Compañía Mexicana de Mechas para Mina S.A. de C.V., es la empresa que produce las mechas de seguridad (cañuelas) que se consumen dentro del territorio nacional y en una buena parte de países en el extranjero. Tradicionalmente, esta empresa producía una mecha de seguridad conocida como mecha clover (figura 4.8), la cual por razones técnicas, se dejó de fabricar, para ser sustituida por la actual mecha tipo sword (figura 4.9). Las diferencias fundamen11

Fuente de información: Compañía Mexicana de Mecha para Minas, S.A. de C.V., Zacatecas 120, Ote. Col. Las Rosas, Gómez Palacio, Dgo.

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tales entre ambos productos estriban en el tipo y calidad de los materiales de hilado, las sustancias aislantes empleadas antiguamente y en la actualidad (asfalto vs. plásticos) y la eliminación de una capa protectora de papel. Los detalles de estos cambios estructurales se puede apreciar en los croquis esquemáticos de ambos dispositivos.

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CAPÍTULO 4

FIGURA 4.8 Corte transversal y longitudinal de una cañuela tipo clover

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FIGURA 4.9 Corte transversal y longitudinal de una cañuela tipo sword

b) Encendedores de cañuela Cualquiera de los siguientes encendedores podrán ser utilizados para iniciar una cañuela: 1. Cerillos o fósforos. 2. Encendedores de alambre caliente. 3. Encendedores de chispa. 4. Cordón encendedor de ignición rápida (ignitacord y termalita) - Tipo A (de 8 a 10 s/pie) - Tipo B (de 16 a 20 s/pie) Cerillos y fósforos A pesar de que las cañuelas pueden ser iniciadas o encendidas con fósforos, cerillos, encendedores de llama directa o con la brasa de un cigarrillo, resulta poco recomendable, poco prácti-

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CAPÍTULO 4

co y poco seguro, razón por la cual, cualquiera de los encendedores diseñados para tal fin, serán los más recomendables. Encendedores de alambre caliente y de chispa Los encendedores más baratos y seguros, recomendables para operaciones subterráneas en rondas de pocos barrenos donde se requiere encender una a una las cañuelas, son los encendedores de alambre caliente. Este tipo de encendedor consta de un alambre rígido cubierto con una mezcla pirotécnica (pólvora negra), la cual arde con una flama muy intensa y muy caliente en una zona anular. Los encendedores de alambre caliente se venden en longitudes de 7, 9 y 12 pulgadas, con tiempos de ignición de 1, 1½ y 2¼ minutos por pulgada. ¡NUNCA SE DEBERÁN EMPLEAR LOS ENCENDEDORES COMO TESTIGOS O COMO MEDIDA DE LOS TIEMPOS DE IGNICIÓN! LO QUE SE DEBE USAR COMO TESTIGO DE TIEMPO ES UN TRAMO DE CAÑUELA DE 1.0 m

Cordón de ignición rápida En rondas múltiples de gran cantidad de barrenos, se recomienda el uso de termalita o de ignitacord, el cual a su vez se inicia con una flama abierta. Para usar la termalita se requiere que el extremo expuesto de la cañuela esté ensamblado a un conector de tipo TH. El ignitacord, termalita o cordón de ignición rápida, consta de un núcleo de alambre de latón, recubierto de una composición inflamable a base de peróxido de plomo, plomo rojo, polvo de sílice y polvo de zinc, mezclados en una base de nitrocelulosa con ácido nítrico y aceite. El acabado final del ignitacord se le proporciona con un entorchado helicoidal de alambre galvanizado muy delgado con un recubrimiento plástico, el cual le proporciona características de flexibilidad y protección contra la humedad. El producto final arde progresivamente para producir una flama corta de intensidad suficiente para encender las cañuelas acopladas con conector TH en su extremo. Este alambre iniciador permite encender una o varias series de cañuelas en un orden determinado posibilitando una "rotación" de encendido, con un grado de control imposible de obtener encendiendo las mechas por cualquier otro método. El cordón de ignición rápida se debe almacenar en polvorines secos y bien ventilados, ya que una vez que se ha iniciado la ignición no se podrá apagar ni con agua, polvo o algún otro ingrediente químico antiflama, por lo que se debe evitar su exposición a flamas abiertas, excepto al usarse. Este artificio iniciador de ignición se vende en dos velocidades de combustión: el tipo A (color verde), que arde a una velocidad de 8 a 10 segundos por pie (26 a 33 segundos por metro), y el tipo B (color rojo) que arde a una velocidad de 16 a 20 segundos por pie (52-65 segundos por metro). El tipo A se emplea en rondas donde los barrenos tienen separaciones del orden de 60

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a 120 centímetros, mientras que el tipo B se usa en trabajos de desarrollo (socavones, pozos, contrapozos, etc.) Conector Thermalite (Conector TH) Consta de una cápsula de cobre (similar al fulminante), con una pequeña carga pirotécnica de ignición en el fondo y con una ranura en ese extremo, por donde pasará el alambre de ignitacord, el cual se aprisionará contra la ranura que se deforma por efecto de presión con los dedos. El conector TH se engargola en uno de los extremos de un tramo recién cortado de mecha de seguridad, en la misma manera y con las mismas herramientas que se emplearon para engargolar el fulminante. NOTA: El usuario debe identificar el conector thermalite por la ranura que presenta en su extremo y que sirve para fijar el alambre encendedor ignitacord. Esta ranura distingue al conector del fulminante.

Figura 4.10 Conector TH de cobre para termalita

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CAPÍTULO 4

Figura 4.11 Voladuras secundarias (Plasteo y moneo)

2. Detonadores a) Cápsules, fulminantes o estopines Los fulminantes, cápsules o estopines son cargas detonantes compuestas por tres materiales explosivos de menor a mayor sensitividad (estifnato de plomo/azida de plomo/pentaeritritetranitrato, petn o pentrita), confinados todos ellos en una cápsula metálica de aluminio con dimensiones aproximadas de 1¼" de largo por ¼" de diámetro. Los mejores resultados en cuanto a sensibilidad a la pólvora negra contenida en la mecha o cañuela, se obtienen de una mezcla formada por el estifnato de plomo y la azida de plomo. Los cápsules o fulminantes instantáneos, por tanto, fueron diseñados para ser iniciados por medio de cañuelas. Se usan en rondas múltiples en minas subterráneas, donde la secuencia de encendido es necesaria o donde existe la presencia de fuentes de energía extraña (corrientes estáticas) que no recomienda el uso de estopines eléctricos. También se aplican en detonaciones de cargas simples o independientes y en el fracturamiento secundario (moneo/plasteo).

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FIGURA 4.12 Croquis esquemático de un estopín (DuPont, 1993)

Ensamblados a una cañuela forman el sistema "cañuela-estopín" que se traduce en el elemento iniciador-detonador de una carga explosiva regular de alta intensidad confinada en un barreno. Existen dos herramientas adecuadas para engargolar la mecha de seguridad (cañuela). La figura 4.13 muestra la pinza engargoladora que se usa cuando se requiere de ensamblar pocas piezas y la máquina engargoladora que se utiliza para el ensamble de un gran número de piezas "cañuelaestopin". La pinza produce una sola muesca y la máquina engargoladora forma dos muescas o anillos. El empleo de cualquiera de estas dos herramientas hace que el ensamble cañuela-estopín o cañuela-conector TH, forme una unión firme e impermeable que evitará que los casquillos (fulminantes y conectores) sean separados y que el agua penetre fácilmente. No se deberá utilizar ningún otro tipo de herramientas como pinzas de electricista, de mecánico, los dientes del operador u otras herramientas sustitutas, ya que el uso de éstas se traducirá en engargolados deficientes que traerá como consecuencia barrenos quedados o daños en el fulminante a niveles en los que puede haber una detonación prematura.

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CAPÍTULO 4

FIGURA 4.13 Máquina cortadora y engargoladora de doble muesca y pinzas engargoladoras de una muesca

FIGURA 4.14 Sistema "cañuela estopín"

b Estopines eléctricos Antecedentes En México y en casi toda América Latina, los estopines eléctricos en todas sus presentaciones (instantáneos, de retardo regular y de retardo MS) prácticamente han desaparecido del mercado, por lo que en la actualidad ya no se producen para consumo interno. Lo anterior obedece fundamentalmente a razones de seguridad, ya que la cultura de protección en el uso y manejo de explosivos en países no industrializados es pobre y deficiente, la cual, particularmente en el manejo de este tipo de artificios, se manifiesta en la poca preparación técnica que poseen las personas encargadas del diseño y operación de los disparos eléctricos, lo que implica conocimientos muy sólidos acerca de la teoría eléctrica (leyes de Ohm y de Kirchoff entre otros requisitos) y de los instrumentos para medir flujos eléctricos y detectar fallas en los circuitos. Con estos antecedentes, se dio lugar al desarrollo de los fulminantes no eléctricos o noneles, que resultan mucho más seguros en su uso y de menor exigencia técnica en su operación, aunque con la desventaja de costos más altos. En otros países, fundamentalmente los europeos, los estopines eléctricos se siguen fabricando y usando en la mayoría de las operaciones mineras que lo requieren, debido a que los operarios encargados de las voladuras son expertos (por lo general profesionistas) con sólidos conocimientos sobre el uso, manejo y operación de este tipo de iniciadores. La ventaja en el empleo de estopines eléctricos se refleja en voladuras más baratas si se les compara con voladuras a base de noneles.

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Sin embargo y dado que aún se utilizan en algunos lugares del mundo, a continuación se describirán y clasificarán estos artificios de iniciación. Estopines eléctricos instantáneos Los estopines eléctricos instantáneos están constituidos por casquillos metálicos que contienen las mismas tres cargas explosivas que los estopines instantáneos descritos con anterioridad. Las cápsulas pueden ser de aluminio o de bronce; esta última presentación es la requerida para las detonaciones subterráneas en minas de carbón. Los elementos para el acarreo de energía son dos alambres de cobre o de fierro, uno de cuyos dos extremos se localiza en el interior del casquillo, el cual viene ensamblado desde la fábrica, con una separación suficiente entre ambos polos como para formar un arco eléctrico cuando las puntas exteriores son activadas por una descarga eléctrica. Estos estopines se venden armados desde fábrica (a diferencia del sistema de cañuela-estopín que se arma localmente). En los estopines eléctricos, la cañuela ha sido sustituida por los dos alambres conductores que deben ser conectados a diferentes polos para producir un corto circuito dentro de la carga de ignición (mezcla de estifnato de plomo y azida de plomo ), con energía suficiente para activarla. Cuando la energía pasa a través del sistema, el elemento de ignición produce un arco eléctrico que lo torna suficientemente caliente como para encender la mezcla de estifnato y azida de plomo, la cual a su vez genera la fuerza de detonación para activar la carga base (PETN), efectuándose el fenómeno completo que conlleva a la iniciación de toda la carga explosiva confinada en el barreno. El proceso se lleva a efecto en fracciones de segundo (milisegundos), en lo que podría llamarse una "reacción en cadena".

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CAPÍTULO 4

FIGURA 4.15 Estopín eléctrico instantáneo

Estopines eléctricos con retardo regular (Delay Electric Blasting Cap DEBC) Este tipo de estopines eléctricos fue diseñado para detonar en un periodo de tiempo predeterminado después de que la energía eléctrica fuera aplicada al sistema de encendido. Los periodos de tiempo se traducen en diferentes velocidades de iniciación, las cuales para este tipo de estopines con retardo regular varían de 1 a 12 segundos. Su uso más difundido en minería subterránea es en el cuele de frentes y rampas de grandes dimensiones, contrapozos, ahonde de tiros, rebajes y en general para rondas múltiples del orden de 50 o más barrenos encendidos simultáneamente. El elemento de retardo se caracteriza por tener una carga de pólvora negra, cuya velocidad de ignición se debe determinar en un laboratorio mediante la mezcla de pólvoras con diferentes tiempos de ardido, para luego ser encapsulada en un tubo de plomo e insertarlo en el casquillo del fulminante, donde la longitud del tubo será proporcional al tiempo de retardo, de tal manera que genere un intervalo de quemado más lento Estopines eléctricos de periodo corto (MiliSecond MS) Al igual que los descritos en el inciso anterior, éstos se fabrican en periodos sensiblemente más cortos, los cuales varían de 25 a 1000 milisegundos. Su empleo es común en operaciones superficiales donde se usan barrenos de diámetros relativamente pequeños (máximo 3½ pulgadas) y en

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minas subterráneas donde se requieren de rondas múltiples de barrenación. El elemento de retardo consiste básicamente en un segmento de tubo de plomo relleno con pólvora negra de ignición lenta, interconstruido en el interior de la cápsula del estopín.

Figura 4.16 Estopín eléctrico de retardo regular

c) Estopines no eléctricos de retardo (detonadores nonel) El sistema iniciador nonel consta de cuatro componentes principales: 1. Tubo transmisor Es un tubo de plástico laminado que contiene sobre la superficie interna una pequeña capa de material reactivo llamado homoxiclonita o HMX (0.453 kg por cada 30,480 m de tubo). Cuando el tubo se inicia, transmite una señal de baja energía a una velocidad de 1,981 m/s (6,500 pies/s). La detonación es sostenida por una cantidad tan pequeña de material reactivo, que se propaga a través de dobleces agudos, nudos o torceduras en el tubo transmisor, dejando intacta la superficie

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CAPÍTULO 4

exterior durante su funcionamiento, es decir, el tubo no deflagra ni detona ningún tipo de explosivo comercialmente disponible con el cual entre en contacto; únicamente inicia al detonador con retardo no eléctrico. El diámetro exterior del tubo es de apenas 0.30 cm. Posee una resistencia mínima a la tensión de 13.6 kilogramos (30 lb) y una elongación de 200 %. En el extremo libre del tubo existe un sello térmico ultrasónico que evita la entrada de humedad del ambiente al interior. 2. Detonador con retardo no eléctrico Estos detonadores son iniciados por la onda de choque que viaja por el tubo trasmisor hasta el elemento de retardo de tipo pirotécnico. Los detonadores no eléctricos de retardo se fabrican en presentaciones de periodo largo (LP) y de milisegundos (MS). En particular, los detonadores de los sistemas LP, poseen una potencia equivalente a la de un fulminante del número 12 y los sistemas de MS una equivalente al número 8. Están diseñados para ser usados dentro del barreno en trabajos de minería y de construcción. Los detonadores nonel constan de tramos preensamblados de tubo transmisor (de diferentes longitudes según las necesidades de operación), engargolados en un extremo con un detonador no eléctrico de retardo y en el otro un sello ultrasónico. Los detonadores nonel tienen elementos de retardo incorporados, los cuales hacen que éstos operen a intervalos nominales preestablecidos cuando se inicia correctamente el tubo transmisor. Los tiempos nominales de retardo de los detonadores tipo LP (o periodo regular) fluctúan entre 0.2 y 9.6 segundos, y los del tipo MS varían en periodos de 25 a 600 milisegundos. Los noneles contienen un elemento que pre-

viene la detonación accidental por efecto de energía estática La siguiente tabla ilustra la gama completa más común en retardos y longitudes disponibles en el mercado.

TABLA 4.10 Retardos y longitudes en detonadores nonel

Periodo

Serie MS Retardo

Serie LP Periodo

Retardo

258


(No.) 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15

(milisegundos) 25 50 75 100 125 150 175 200 250 300 350 400 450 500 600 Longitudes (metros) (pies) 3.6 12 4.9 16 6.1 20 9.1 30 12.2 40 15. 2 50 18.3 60

(No.) 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15

(segundos) 0.2 0.4 0.6 1.0 1.4 1.8 2.4 3.0 3.8 4.6 5.5 6.4 7.4 8.5 9.6 Longitudes (metros) (pies) 3.6 m 12 4.9 16 6.1 20 9.1 30

3. Gancho "J" Es un gancho de material plástico totalmente inerte que facilita la conexión del tubo transmisor con la línea troncal, de cordón detonante, formando un ángulo de 90 grados entre el tubo y el cordón. 4. Etiqueta El último componente del sistema es una etiqueta con un código de colores, el cual indica el tipo de retardo, el número de periodo del retardo y el tiempo nominal de disparo.

259

CAPÍTULO 4

FIGURA 4.17 Componentes de los detonadores NONEL

Uso de los detonadores nonel con cordón detonante Al usar el cordón detonante con los tubos transmisores, el usuario debe saber que la onda de choque del tubo se propaga a aproximadamente 6,500 pies por segundo (2,000 m/s) y que el cordón detonante posee una velocidad cercana a los 23,000 pies por segundo (o 7,000 m/s). También es importante saber que el cordón detonante despliega una energía iniciadora equivalente a un fulminante a lo largo de toda su extensión (cualquiera que sea ésta), con lo cual se entenderá por qué los tubos transmisores pueden ser cortados cuando las líneas de conexión entre el cordón y los tubos no están en ángulo recto o cuando las conexiones están flojas. El cordón detonante puede unirse a otro e iniciarse entre sí a través de nudos y también puede iniciar a uno o varios tubos. Los tubos transmisores NO pueden iniciarse entre sí. Los extremos de los tubos transmisores se deben amarrar individualmente (o acoplar por medio del gancho J) a la línea troncal de cordón detonante, nunca entre sí. Se debe estar seguro de que los nudos estén perfectamente ajustados y de que éstos queden localizados a varias pulgadas de distancia de los extremos cortados del cordón para evitar que se desanuden. También se debe asegurar que las líneas descendentes del tubo transmisor se conserven en ángulo recto con respecto a la línea troncal, todo ello con objeto de evitar la posibilidad de cortes durante el proceso de detonación.

260


Uso con cordón detonante en frentes usando gancho J El gancho J es un artefacto de plástico diseñado para amarrar los tubos transmisores de los detonadores nonel con las líneas troncales iniciadoras de cordón detonante. Para la línea troncal se requiere un cordón detonante de un mínimo de 18 granos/pie (3.6 g/m) y un máximo de 25 granos/pie (5.3 g/m). El gancho funciona prácticamente en todo tipo de voladuras subterráneas (frentes, rebajes, contrapozos, tiros, etc). Cada tubo transmisor está provisto de un gancho J, por lo que cada uno deberá ser conectado en forma individual y separado de la línea troncal. Se debe evitar que los tubos pasen por encima de la línea troncal. Si el cordón detonante entra en contacto directo con un tubo transmisor (si lo toca) o se encuentra a menos de 6 pulgadas (0.15 m) de distancia, el tubo puede cortarse en lugar de iniciarse con la detonación de la línea troncal. Es importante asegurar que los tubos transmisores estén conectados en ángulo recto y razonablemente tensos desde la boca del barreno hasta la línea troncal. Es recomendable formar un circuito cerrado con la línea troncal, con objeto de proveer dos rutas de iniciación a cada tubo transmisor en caso de corte accidental de un tramo de la troncal

FIGURA 4. 18 Uso del cordón detonante con gancho J

Uso de los detonadores nonel en el cebado y cargado del barreno

261

CAPÍTULO 4

Como una regla de seguridad durante el cebado de cualquier tipo de explosivo, siempre se deberá tener la precaución de colocar el fulminante dentro del cartucho de explosivo o del booster iniciador, sin forzarlo. Si se hace necesario punzar el cartucho, se deberá utilizar una herramienta que no produzca chispas. Al introducir y asegurar el fulminante dentro del cartucho, se recomienda cuidar que éste quede centrado, rodeado de la masa explosiva y apuntando en la dirección de la carga principal del barreno o carga de columna. El cebo armado se deslizará directamente al fondo del barreno, dejando correr el tubo transmisor sin forzar, a través de la boca y a lo largo del barreno. Durante la maniobra de cargado y atacado, el tubo se deberá mantener a un lado del barreno para evitar dobleces o daños, tales como abrasión en el collar del barreno o un corte debido a que el tubo quede por debajo del atacador.

FIGURA 4.19 Cebado de cartuchos y boosters

d) Cordones detonantes

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Los cordones detonantes son explosivos de alta intensidad cuyo principal objetivo será iniciar explosivos comerciales. Físicamente se pueden describir como un cordón flexible de un cuarto de pulgada de diámetro aproximadamente, con características mecánicas semejantes a las de la cañuela, pero con la diferencia fundamental de que el núcleo contiene un explosivo de alta intensidad llamado PETN o pentrita. El núcleo explosivo se encuentra confinado en una capa tubular de plástico, envuelto en dos cubiertas textiles de hilo de algodón de alta calidad, con uno o dos entorchados cruzados por uno o dos cabos de color negro en el exterior (según el tipo de cordón de que se trate y de los colores que adopte el fabricante). El acabado final exterior está constituido por una capa de parafina, polietileno y resina con colorante amarillo, todo ello con el propósito de protegerlo contra los efectos de la humedad. Los primeros cordones detonantes llamados cordo o cordeau, aparecieron por primera vez en el mercado alrededor del año 1913. Constaban básicamente de tubos plásticos de diámetro adecuado cargados con TNT. En 1937, The Ensign Brickford Company introdujo el primer primacord con núcleo de pentrita (tetranitrato de pentaeritrol), produciendo resultados tan favorables en los métodos de detonación, que en la actualidad este producto es reconocido universalmente como el dispositivo iniciador de cargas de alta potencia más seguro, sencillo y digno de confianza. En el mercado actual de los iniciadores explosivos existen diversas marcas comerciales con variantes poco significativas en su composición. Además del primacord, se pueden mencionar marcas tales como: primes y deta-cord entre otras, cuyo principio de operación es el mismo.

POR RAZONES DE SEGURIDAD EN SU MANEJO Y ALMACENAJE LOS CORDONES DETONANTES DEBERÁN SER CONSIDERADOS COMO EXPLOSIVOS DE ALTA INTENSIDAD ... y no sólo como simples iniciadores (cañuela o mecha), razón por la cual deberán ser manejados y almacenados en los polvorines destinados a explosivos de alta intensidad (dinamitas, hidrogeles, gelatinas detonantes, emulsiones explosivas etc.) ...

Construcción básica Como se indicó, los cordones detonantes están formados por dos componentes básicos: a) El núcleo central que contiene el material explosivo

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CAPÍTULO 4

b) Las capas textiles y plásticas protectoras del núcleo Los núcleos explosivos de los cordones detonantes contienen cargas nominales que van desde 4.03 hasta 42.4 gramos por metro (19 a 200 granos por pie), dependiendo del tipo de cordón de que se trate. Los tipos comerciales de mayor uso en México, fabricados por la Compañía Mexicana de Mecha para Minas, S. A. de C. V. son conocidos como: 1. Cordón detonante reforzado (10.6 g/m ó 50 granos/pie) 2. Cordón detonante económico o E-cord (5.3 g/m ó 25 granos/pie) 3. Cordón detonante de baja intensidad o deta-cord (4.03 g/m ó19 granos/pie) 4. Cordón detonante sísmico (42.4 g/m ó 200 granos/pie) Las equivalencias en las unidades de medida son aproximadamente de 7000 granos = 1 libra = 453.54 gramos. El explosivo que forma el núcleo, conocido como pentrita o PETN (pentaeritritetranitrato o más fácilmente, tetranitrato de pentaeritrol), es la sustancia ideal para ser empleada en artefactos detonadores gracias a sus favorables propiedades. El PETN es un sólido cristalino que funde a 140oC, no es higroscópico, no arde ni aplicándole una flama abierta ni con las chispas de una cañuela. El PETN es relativamente difícil de detonar, pero tiene la suficiente sensibilidad para iniciar su explosión con detonadores comerciales o por medio de la energía detonante de otros explosivos de alta potencia. Una vez iniciado, la pentrita estalla con gran violencia y con un gran poder fragmentador. Un cordón detonante es capaz de iniciar a cualquier otro material explosivo sensible a un fulminante, siempre y cuando el cordón permanezca en contacto directo con dicho material durante el proceso de detonación. Los tramos continuos (sin nudos y sin cortes) propagarán una detonación sin interrupción aun a través de lugares donde el núcleo esté mojado. Los materiales que alojan al núcleo proporcionan al producto las cualidades indispensables para resistir las rudas condiciones físicas a las que será sometido en la práctica, tales como alta resistencia a la abrasión y a cortaduras accidentales, a temperaturas muy altas o muy bajas y a la penetración de agua o de combustibles líquidos. Características 1. Altas velocidades de detonación (del orden de 21,000 ft/s ó 7,200 m/s para los cordones reforzados y de 10,000 ft/s ó 3,500 m/s para cordones tipo económico). 2. Alta resistencia a esfuerzos de tensión. 3. Alta resistencia la humedad. 4. Difícil degradación por efectos de la humedad (puede detonar aun con el núcleo húmedo, siempre y cuando la iniciación se realice en un extremo seco o a partir de un extremo húmedo empleando un iniciador adecuado de alta potencia).

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5. Gran sensitividad: podrá detonar materiales explosivos de alta intensidad, con la condición que el cordón se encuentre a lo largo y en contacto físico (o muy cerca) con los explosivos dentro de la columna formada en el barreno. 6. Muy seguros en su manejo y almacenaje. Aplicaciones

Cordones tipo reforzado Por su constitución robusta, este tipo de cordones se recomienda en operaciones a cielo abierto para ser usados en líneas de detonación (también llamadas líneas descendentes o down-the-hole en inglés) y líneas troncales. Posee una excelente resistencia a la penetración de agua o combustibles líquidos y buena flexibilidad, lo que hace que se pueda anudar fácilmente además de ser muy manejable casi a cualquier temperatura, obteniéndose nudos muy seguros que ni resbalan ni se desatan. Cordones tipo económico Estos cordones son recomendables para emplearse como líneas descendentes y troncales en voladuras de barrenos de pequeño diámetro en operaciones a cielo abierto. También se utilizan en barrenos medianos y grandes con la condición de que se empleen explosivos de alta intensidad como carga de fondo o bien cualquier otro tipo de cebo adecuado al diámetro de barrenación, y que las condiciones de carga no sean críticas, como lo es la presencia de agua en cantidades excesivas o cualquier otro tipo de condición que afecte adversamente la sensibilidad del cebo o que impida el contacto físico necesario entre el cordón y el cebo. Otro tipo de aplicaciones lo representan las voladuras secundarias (moneo y plasteo), ya sea en operaciones subterráneas o superficiales. Para grandes voladuras subterráneas (tumbe por subniveles, hundimiento de subniveles, bancos descendentes, etc.), como línea troncal cuando en los barrenos se esté empleando cordón reforzado. En operaciones subterráneas o a cielo abierto, donde existan corrientes eléctricas extrañas o energía estática que haga que el uso de estopines eléctricos no sea recomendable para la iniciación del cordón. Hay que recordar que un cordón detonante (económico o reforzado) podrá ser iniciado ya sea por un estopín eléctrico o por un sistema cañuela-estopín y los cordones a su vez podrán iniciarse entre sí. Al igual que el cordón reforzado, el económico ofrece las mismas cualidades físicas a pesar de que su estructura y apariencia son menos robustas. Cordón detonante de baja energía (deta-cord)

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CAPÍTULO 4

Con el creciente uso de los sistemas nonel, el empleo de estos cordones detonantes de baja energía ha crecido notablemente, particularmente en detonaciones en minas subterráneas. Su uso principal en la ronda de barrenación, es como línea troncal, dado que por sus características y contenido de material explosivo, actúan igual que los cordones detonantes tipo E-cord, pero a un costo más bajo. Como se indicó con anterioridad, los cordones detonantes deberán ser tratados y almacenados en polvorines destinados a explosivos de alta intensidad y nunca en el polvorín de artificios de iniciación. Para su transportación no existen restricciones especiales, siempre y cuando se encuentren alejados de cañuelas, fulminantes y estopines eléctricos.

FIGURA 4.20 Técnica para fijar la "cola" del cordón detonante a la línea troncal (DuPont, 1983)

Cordón detonante tipo sísmico Este cordón detonante de alta potencia se usa fundamentalmente en exploraciones geofísicas, para producir vibraciones en las rocas, para estudios de sismicidad, razón por la cual se le conoce con este nombre. Actualmente se encuentra en etapa experimental, en operaciones mineras, donde se pretende usar en lugar de cargas cebadas (sistema cañuela–estopín, más carga de explosivo de alta intensidad). Sistema nonel (Non-electrical detonating cord) Dentro del desarrollo de los cordones detonantes el más reciente ha sido el sistema nonel de cordones detonantes. Este cordón no eléctrico ha sido diseñado para que no se inicie a través de ningún tipo de artificio eléctrico; lo que implicará que sólo podrá ser iniciado por flama directa transportada al cápsul o fulminante por medio de cañuelas. Su utilidad y empleo se ha difundido en áreas donde existen fuertes corrientes eléctricas extrañas, en donde el uso de estopines eléctricos los hace potencialmente peligrosos. El cordón nonel está formado por un delgado tubo plástico

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cargado con 10 granos/pie de PETN, lo que lo clasifica dentro de los cordones detonantes de baja energía. Esta especificación corresponde al sistema nonel sueco (lugar donde se desarrolló éste), con una velocidad de detonación de 600 pies/s y con un índice de ruido muy bajo. Se emplea como línea de barreno (down-the-hole) con cápsules especiales en barrenos de 2 a 4 pulgadas de diámetro o detonadores de alta presión en barrenos de diámetros mayores o como línea troncal de superficie. También se puede usar cordón nonel de 20 a 25 granos/pie en líneas troncales, lo que conduce a la eliminación de cápsules en la boca del barreno. En operaciones subterráneas se ha venido usando con bastante éxito debido a que, siendo un explosivo de alta intensidad pero con una velocidad de detonación muy moderada, produce mejor efecto en la columna explosiva del barreno, aprovechando toda la energía conjunta en la fragmentación de la roca y evitando el desperdicio de agente explosivo "no quemado" por los métodos convencionales de cañuela-estopín o cordón detonante reforzado o económico en los sistemas de iniciación. A nivel mundial, existen varios fabricantes que poseen sus propias marcas registradas, por ejemplo, DuPont le llama LEDC (Low Energy Detonating Cord) o LEDCORE; La Hercules Chemicals lo llama HERCUDET, etc. El LEDC lo fabrican en potencias mínimas de 5 granos/pie, con el propósito de minimizar el ruido, ya que en la mayoría de las operaciones a cielo abierto, el responsable de los disturbios por ruido, son las líneas troncales. Las propiedades mas relevantes del sistema nonel son: 1. Buenas cualidades de resistencia a la tensión. 2. Resistencia ilimitada a la penetración por agua. 3. Velocidad de detonación de hasta 24,000 pies/s (en el E-cord de 25 granos/pie). 4. Útil en líneas troncales cuando se desea un mínimo de ruido (LEDC). 5. Buen iniciador de cebos de fondo. 6. Detonará sólo cuando el extremo de iniciación esté bien acoplado y en perfecto contacto con el iniciador.

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CAPÍTULO 4

3. Cargas iniciadoras y cebos a) Boosters, primers o veladoras El empleo de agentes explosivos a granel (bulk) está logrando más adeptos entre los usuarios de explosivos en México. Estos agentes explosivos pueden ser de diferentes tipos, ya sea con ingredientes secos o húmedos; mezclas de prills (aglutinados) porosos como el ANFO o mezclas con contenidos diversos de agua como son generalmente las emulsiones, slurries o hidrogeles o mezclas de ANFO y emulsiones. Estas composiciones resultan insensibles a un fulminante del número 8. Ante esta necesidad del usuario de explosivos a granel, la Compañía Mexicana de Mechas para Minas, S.A. de C.V. fabrica bajo los estándares de calidad certificada internacionalmente de la norma ISO 9002, los boosters para aplicaciones en voladuras mineras y exploraciones sísmicas. En detonaciones de barrenos de gran diámetro, se hace necesario el uso de una carga iniciadora especial, algunas veces también llamada "carga booster". Una carga booster debe ser suficientemente sensible como para ser iniciada confiablemente por medio de un detonador (fulminante número 6) o por un tramo de cordón detonante acoplado en el primer (o "veladora"); y todo el conjunto deberá ser lo suficientemente poderoso como para iniciar el explosivo no sensible (carga de columna o ANFO). La selección del booster deberá considerar el diámetro del barreno, el tipo de explosivo que debe ser iniciado y el grado de confinamiento de éste. La efectividad de una carga iniciadora deberá ser determinada por su presión de detonación, su diámetro y su longitud. Aunque es bien sabido que entre más grande sea el diámetro, más efectiva será la carga iniciadora. Los boosters más comercialmente disponibles en el mercado tienen una relación de longitud a diámetro de dos a uno o más. Se envasan en contenedores plásticos de diferentes diámetros y longitudes uniformes de 10.0 y 12.5 centímetros. Bajo condiciones de extrema humedad o de barrenos inundados, el iniciador o primer explosivo también deberá resultar inafectado por inmersión en agua, mientras espera a que el explosivo principal de sea cargado. Los boosters (o iniciadores de alta presión de detonación) proporcionan la fuerza de conducción requerida para generar la máxima energía iniciadora, combinando una alta velocidad de detonación de 26,000 pies/s (7925 m/s), con una alta densidad (1.60 g/cc), elementos con los que se origina una presión de detonación de 250 kilobars. Presión = (2.5 )(densidad )(velocidad ) (10 ) 2

6

Estos iniciadores incluyen en su construcción una cavidad profunda en su base, que admite cualquier detonador. Esta cavidad describe una curva en el interior del booster que sirve de

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protección al conductor del detonador, ya sea tubo de choque, cables eléctricos, mecha de seguridad o cordón detonante. Los boosters están manufacturados de "pentolita" (pentaeritrinitrotolueno), sustancia que resulta de la mezcla de cantidades proporcionales (60/40%) de trinitrotolueno y pentaeritritetranitrato (TNT y PETN), para asegurar su desempeño cuando se usan con detonadores comerciales o cordón detonante. Son impermeables e ideales para las más severas condiciones de campo, con una vida útil muy prolongada bajo condiciones adecuadas de almacenamiento. Actualmente se experimenta con una nueva mezcla denominada tritonal a base de TNT, PETN y polvo de aluminio como sensibilizador. También se intenta introducir al mercado un booster pequeño de 8 y de 20 gramos de pentolita llamado "stinger", con el que se pretende sustituir el "cebo" a base de cordón detonante tradicional y cartucho de hidrogel como carga de fondo. Los boosters, primers o "veladoras" no se congelan a bajas temperaturas y no exudan peligrosos aceites explosivos aun en condiciones climatológicas adversas. A pesar de lo anterior, se recomienda almacenamiento bien ventilado y sin variaciones considerables de temperatura. No contienen nitroglicerina y pasan las pruebas estándar de disparo con rifle, prueba de fuego y pruebas de fricción e impacto. Pueden ser usados tanto en minería a cielo abierto como en canteras y minas subterráneas. Como iniciadores, los boosters sustituyen con ventaja a las cargas cebadas de dinamitas gracias a su seguridad, a su poder de iniciación y a su facilidad de control. Comercialmente se presentan en dos líneas: la serie 25 y la serie LU

Tipo 12-25 16-25 32-25

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Serie 25 Peso (onzas) (gramos) 12 340 16 454 32 908

Tamaño (pulgadas) 2 × 4¾ 2¼ × 4¾ 31/8 × 5

Tipo 90 gr LU 6 LU 8 LU 12 LU 16 LU 32 LU

Serie LU Peso (onzas) (gramos) 3.2 90 5.5 156 8.0 227 12.0 340 16.0 454 32.0 908

Tamaño (pulgadas) 11/8 × 4¾ 1½ × 4¾ 15/8 × 4¾ 2 × 4¾ 2¼ × 4¾ 31/8 × 5

CAPÍTULO 4

FIGURA 4.21 Cebado de booster con iniciador nonel

FIGURA 4.22 Cebado de booster con cordón detonante (sección transversal)

b) Cebos (o cartuchos cebados) Un "cebo" o "cartucho cebado" está formado por un bombillo de cualquier tipo de explosivo cuyos componentes resulten sensibles a un fulminante del número 6, dentro del cual se alojará un estopín engargolado a una cañuela (sistema cañuela-estopín). Los cartuchos cebados deberán prepararse de tal manera que queden satisfechos los siguientes requisitos: 1. El conjunto cañuela-estopín deberá sujetarse al cartucho de modo que no pueda separarse de éste accidentalmente. 2. La colocación del fulminante dentro del cartucho debe ser segura y eficaz.

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3. Con un objeto punzante u otra herramienta adecuada, se perfora el cartucho con un agujero de tamaño suficiente para que permita sin esfuerzo la introducción del fulminante dentro del cartucho. El punzón o herramienta deberá ser de madera, aluminio o cobre. 4. No se recomienda ni amasar el cartucho ni aflojar el empaque original, pues tal operación puede ocasionar que se derrame el material explosivo y que se dificulte la operación de fijar el fulminante. 5. Evite dobleces marcados, "cocas" o nudos en la mecha, ya que éstos pueden dañar su estructura y romper la continuidad del núcleo de pólvora negra 6. El cartucho cebado deberá colocarse dentro del barreno y "atacarse" de tal modo que no dañe la cañuela. Existen varias técnicas para fijar la mecha-estopín al cartucho, algunas de las que cumplen con los requisitos enumerados, se ilustran a continuación. MECHA ENTRELAZADA

CEBADO LATERAL CON MECHA ATADA

fulminante Mecha o cañuela

Método de cebado lateral con mecha atada

Mecha

Dobleces suaves

Fulminante

Mecha entrelazada a través del cartucho sin dobleces pronunciados

CEBADO CENTRAL – MECHA ATADA

CEBADO TERMINAL

Mecha Mecha tipo SWORD

Fulminante

Doblez suave

Método de cebado con el fulminante insertado en el extremo del fondo del barreno y apuntando hacia la boca

Fulminante Método de cebado con fulminante insertado en el extremo que apunta hacia el fondo del barreno

Cartucho largo de diámetro pequeño, tipo T1, cebado a través de un agujero diagonal en un extremo del cartucho, con el fulminante insertado en el extremo que queda al fondo del barreno

FIGURA 4.23 Técnicas para fijar la mecha iniciadora (cebado)

271

CAPÍTULO 4

4.8.3 Recomendaciones en caso de detonaciones incompletas o de barrenos quedados

Agencias de seguridad de EUA recomiendan tiempos de espera en fallas con estopines eléctricos y más aún en fallas con cañuela-estopín y cuando la detonación es incompleta o "quedada". En caso de falla con estopines eléctricos, se recomienda: 1) Desconectar toda fuente de energía de las líneas conductoras. 2) Inspeccionar los peligros latentes en el área de la detonación fallida: rocas sueltas, pedazos de explosivos activos arrojados por la detonación incompleta, la resistencia en el circuito de los barrenos cargados intactos (lectura esperada: cero o sin resistencia en el circuito, en caso contrario, los alambres deberán circuitarse). 3) Si queda un chocolón de menos de un pie con carga activa, colocar un nuevo fulminante e intentar detonarlo. 4) Si el "chocolón" es mayor a un pie: a) Remover todo el taco y carga de ANFO con una cucharilla recubierta de hule o cualquier material aislante, introduciendo chorros de agua a presión dentro del barreno para facilitar el desalojo del material explosivo. b) Colocar un nuevo cebo cerca de la carga de fondo y detonarlo. c) Si lo anterior falla o no se puede realizar, perforar un nuevo barreno, a 30 cm del quedado y paralelo a éste, cargarlo y detonarlo. 5) Siempre deberán recogerse todos los explosivos o restos de ellos incluyendo cañuelas y fulminantes de la rezaga. En caso de detonación fallida con el sistema cañuela-estopín, se recomienda: 1. 2.

Nunca intentar reencender las cañuelas quemadas. Seguir los pasos previos del 3 al 5.

4.8.4 Ventajas y desventajas de las detonaciones eléctricas

Las ventajas que se enumeran también deberán ser aplicadas a los sistemas nonel. 1. Se podrán disparar simultáneamente un gran número de cargas. El uso del cordón detonante sin retardos de línea, hace el encendido casi instantáneo. 2. Buen control de la secuencia de disparo aun con el uso de retardadores. 3. Mejor fracturamiento, como consecuencia de una buena secuencia de disparo.

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4. Mejor control hasta el último minuto. 5. Más seguro que la "cañuela-estopín" cuando no existe electricidad extraña. Las desventajas de los estopines eléctricos son: 1. 2.

Los estopines eléctricos son sensibles a los detonadores de alta intensidad. Su uso se restringe en zonas de electricidad extraña o estática.

4.9 Dispositivos y arreglo de conexiones para disparos eléctricos El equipo de voladura usado para probar y disparar es una parte importante de cualquier operación de voladura; deberá ser de la mejor calidad y mantenerse siempre en condiciones óptimas. La voladura eléctrica con tales refinamientos como los estopines de retardo y reguladores de tiempo electrónicos, ha hecho posible el disparo seguro de un gran número de cargas en una secuencia prediseñada desde un lugar remoto y seguro con control preciso sobre el tiempo de disparo. El éxito de una voladura eléctrica depende de cuatro principios generales: 1. 2. 3. 4.

Selección y trazado apropiados del circuito de voladura. Una fuente de energía adecuada y compatible con el tipo de circuito de voladura. El reconocimiento y la eliminación de todos los riesgos eléctricos. Balanceo de circuitos, buenas conexiones eléctricas y prueba del circuito terminado.

La selección del circuito dependerá del número de estopines por ser disparados y del tipo de trabajo minero. La eliminación de riesgos eléctricos debe ser la primera consideración antes de empezar a cargar cualquier voladura. La falta de atención a los detalles es la causa más frecuente de fallas en disparos eléctricos que acarrean como resultado lesiones serias o fatales y costosos daños a la propiedad. Las conexiones eléctricas deberán ser muy ajustadas, limpias, estar aisladas del suelo. Se debe de tener cuidado para evitar que los alambres del detonador se deterioren o se pelen ya sea en el barreno o en la superficie. Las líneas guía deberán ser inspeccionadas y probadas con anterioridad a cada voladura.

4.9.1 Dispositivos para voladuras eléctricas

Dentro de los dispositivos o equipo para voladuras eléctricas se dispone de los siguientes: 1. Máquinas explosoras a. generador

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CAPÍTULO 4

b. descarga de capacitor (CD) 2.

Líneas eléctricas con voltajes de 110-140 volts

Las líneas eléctricas de corriente directa resultan más recomendables que las de corriente alterna, ya que la corriente directa no tiene fluctuaciones y por lo tanto no existe corte en las fases. Una corriente directa moderada es mejor que una corriente alta, dado que esta última puede ocasionar problemas de arco eléctrico.

4.9.1.1 Máquinas explosoras de tipo generador

Las máquinas explosoras de generador poseen un pequeño generador eléctrico accionado a mano. Cuando este generador se activa produce un pulso de corriente directa que dispara los estopines. El generador conecta con el circuito de voladura cuando el operario gira o impulsa hacia abajo la manija lo más rápido y fuerte que le sea posible y ésta llega al final de su carrera o movimiento (figuras 4.24 y 4.25). En este punto, la producción eléctrica del generador es máxima. Las máquinas generalmente se clasifican por el número de estopines eléctricos instantáneos (con alambre de cobre de 10 metros) que pueden disparar exitosamente en una conexión en serie y, bajo ciertas condiciones, pueden también usarse para disparar series en paralelo. Las máquinas de tipo generador nunca deben usarse para disparar estopines en paralelo debido a posible fallas durante el proceso de disparo.

FIGURA 4.24 Máquina explosora de generador tipo giro (twist)

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FIGURA 4.25 Máquina explosora de generador tipo cremallera

4.9.1.2 Máquinas explosoras por descarga de capacitor

Estas máquinas tienen un capacitor o banco de capacitores que almacena una gran cantidad de energía eléctrica suministrada por baterías de celda. El operario debe descargar la energía almacenada en los capacitores hacia el circuito de voladura en fracciones de segundo a través de los dos postes (terminales que se sujetan al interruptor de disparo). Las máquinas explosoras de descarga por capacitor (CD) pueden disparar muchos estopines eléctricos en relación con su peso y tamaño, lo que hoy en día representa el medio de disparo más confiable de que se dispone (figura 4.26). Los cálculos de circuitos de disparo para máquinas explosoras de corriente directa son más complicados que para disparoscon línea de poder, debido a que la corriente y el voltaje cambian continuamente al descargarse la máquina explosora; sin embargo, las computadoras han hecho posible analizar la descarga de estas máquinas explosoras y determinar exactamente su capacidad eléctrica de disparo.

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CAPÍTULO 4

FIGURA 4.26 Máquinas explosoras por descarga de capacitor

4.9.1.3 Líneas eléctricas

Las voladuras con líneas de alta tensión aún se usan en muchas operaciones de minería subterránea; sin embargo, con las máquinas explosoras por descarga de capacitor, el uso de líneas de alta tensión en operaciones externas, resulta obsoleto. Todos los comentarios respecto al uso de líneas de alta tensión están dirigidos principalmente a operaciones subterráneas. Los estopines eléctricos pueden dispararse con líneas de fuerza de corriente directa o de corriente alterna, siempre que proporcionen un mínimo de 1 a 5 amperes a cada estopín del circuito. El uso de baterías como fuente de poder debe descartarse dado que la potencia en la mayoría de ellas está limitada y puede ocasionar fallas por no entregar suficiente energía.

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La instalación y mantenimiento de un sistema de alta tensión para voladuras seguro y confiable requiere de mucha atención a todos los detalles y deberá estar supervisado por un electricista experimentado, en colaboración con el departamento de seguridad de la mina. La figura 4.27 muestra una estación de disparo recomendada.

FIGURA 4.27 Diagrama de una estación de disparo (Dupont, 1983)

4.9.1.4 Recomendaciones para la instalación de una estación de voladura

1.

La caja del interruptor de entrada deberá conectarse a tierra por medio de un conductor de baja resistencia, para protección del operario. El interruptor de entrada deberá ser del tipo empleado en trabajos pesados, es decir, de doble polo con un tiro del tipo que utiliza fusibles. Se debe localizar en la parte opuesta de la galería en donde se encuentren las líneas e interruptor de disparo. Permanecerá bajo llave cuando no esté en servicio.

2.

El interruptor de disparo debe ser de contacto magnético, de doble polo y con suficiente espacio. Este interruptor y las líneas de disparo no deberán estar conectados a tierra. Mientras no esté en servicio, el interruptor deberá permanecer en posición de derivación a corto circuito.

259

CAPÍTULO 4

3.

La caja del interruptor de entrada deberá estar equipada con un enchufe hembra para trabajo pesado y el interruptor de disparo deberá tener un cable y un enchufe macho de tres hilos para trabajo pesado. Ambos interruptores deberán estar separados un mínimo de 5 metros para crear un espacio contra descarga entre las líneas de entrada y las líneas de disparo. Cuando no esté en servicio, el enchufe macho deberá estar conectado a un enchufe hembra que se encuentre en derivación a corto circuito.

4.

El interruptor de disparo debe estar equipado con dos focos piloto. La luz exterior a la caja indicará que hay energía hacia el interruptor y la luz dentro de la caja indicará que el interruptor se ha congelado en la posición de "encendido", si la luz permanece encendida después de la voladura.

5.

Las líneas de disparo deben ser dos conductores sencillos totalmente aislados, montados sobre aisladores y separados no más de 12 pulgadas (30 cm) entre sí. Deberán instalarse en la parte opuesta a cualquier línea de corriente en la galería y alejadas lo más posible de tubos, ductos de ventilación, piezas metálicas, motores, equipos en movimiento, etc.

6.

Las diferentes secciones energizadas de la mina deberán estar equipadas con cables y enchufes contra descargas que puedan derivarse a corto circuito mientras no se utilicen.

7.

Todos los interruptores deberán estar instalados sobre paneles aislados (por ejemplo, madera), para protección de los operadores. La estación de disparo también se tendrá que localizar en un área relativamente seca.

Las siguientes recomendaciones han probado ser prácticas seguras: 1.

Un circuito cerrado en paralelo inverso.

2.

Un estopín para romper el circuito y evitar el "arqueo".

3.

Líneas guía de cobre aisladas y de suficiente calibre para llevar la energía sin una excesiva caída de voltaje.

4.

Un transformador con la suficiente capacidad de kilowatts, para suministrar la energía requerida.

5.

Alambres conectores de cobre (lo más corto posible) sin aislamiento y con el calibre suficiente para transportar el flujo de corriente.

260


6.

Conectar los alambres de los estopines lo más uniforme y espaciados posible a lo largo de los alambres conectores (líneas troncales).

7.

Utilizar postes de madera que no se hayan vuelto conductivos (por efecto de la humedad), para fijar los alambres conectores.

4.9.2 Arreglo de conexiones para disparos eléctricos

Las máquinas explosoras por descarga de condensador, empleadas apropiadamente, son el medio más seguro de disparar estopines eléctricos; aunque las líneas de fuerza eléctrica también pueden ser usadas para este tipo de operaciones. Aun así, con cualquier fuente de energía que se use, resulta elemental el poder proporcionar la corriente suficiente para iniciar todos los estopines conectados al circuito en unos cuantos milisegundos. Cuando se dispara mediante líneas de fuerza, los cálculos requeridos para proporcionar la corriente suficiente a cada estopín, se hacen mediante la aplicación de los principios básicos de las leyes de Ohm y de Kirchoff. El problema se vuelve más complejo si se desea utilizar máquinas por descarga de condensador, dado que la corriente de descarga de una máquina explosora de tipo condensador, decae exponencialmente desde un valor inicial alto, hasta cerca de cero en un período de tiempo muy corto. El concepto de corriente de disparo mínima fija, tal y como el que se requiere para el disparo con líneas de fuerza de corriente alterna o directa, no se puede usar. Las leyes de Ohm y de Kirchoff deberán complementarse con cálculos de circuitos transitorios, para determinar la corriente efectiva de disparo requerida por una máquina de descarga de condensador. La corriente inicial de una máquina explosora de este tipo deberá ser considerablemente excesiva con respecto a la corriente directa de disparo mínima requerida para un circuito, debido a la rápida declinación de la corriente. Para tener una visión completa del diseño de un circuito de voladura es necesario aplicar los principios básicos de las leyes de Ohm y Kirchoff, las cuales se expresan a continuación:

Ley de Ohm "El flujo de corriente en un circuito eléctrico es igual al cociente del voltaje aplicado, dividido entre la resistencia del mismo."

261

CAPÍTULO 4

V R

I= donde

I V R

Corriente (amperes) Voltaje aplicado (volts) Resistencia del circuito (ohms)

También podrá ser expresado en términos de voltaje o de resistencia, como sigue:

V = ( I ) (R )

ó

R=

V I

Leyes de Kirchoff "La suma algebraica de todos los voltajes aplicados y las diferencias de potencial en cualquier circuito cerrado, es igual a cero." V 0 - (I 1 R1) − (I 2 R 2 ) − .....

− (I m R m ) = 0

"La suma algebraica de todas las corrientes que fluyen a cualuier punto en un circuito, es igual a cero." I 0 − I 1 − I 2 − I 3 − ..... Resistencia de un circuito en serie (ohms)

− Im = 0

R = R1 + R 2 + R 3 + ..... +

Rm

Resistencia de un circuito en paralelo (ohms) 1 1 1 1 1 = + + + ..... + R R3 Rm R1 R2 Esto también puede ser expresado como: 1 1 1 1 1 + ..... + + + Rm R3 R2 R1 Para dos resistencias en paralelo, se puede expresar como: R =

( )( ) R = R1 R2 R1 + R 2

Potencia eléctrica (watts)

262


P = (I )(V )

P = (I 2 )(R )

ó

Energía eléctrica (watts/segundo o joules) E = (I )(P )

ó

E = (I )(R 2 )(t )

donde t

tiempo de aplicación en segundos

4.9.2.1 Requerimientos de corriente

El éxito de la iniciación simultánea de un gran número de estopines eléctricos, requiere la entrada de suficiente corriente a todos los estopines en unos pocos milisegundos. El tiempo requerido para calentar el alambre-puente de un estopín eléctrico a una temperatura tal que produzca la combustión de la carga de ignición, estará en función de la intensidad de corriente. El alambre-puente en los estopines comerciales domésticos es de aproximadamente 0.05 mm de diámetro y requiere de 1.5 amperes para una iniciación confiable. El alambre-puente se calienta muy rápidamente y transfiere el calor a los postes del puente y a la mezcla de ignición. La energía transmitida en un intervalo de tiempo de más de 10 milisegundos no es tan eficiente para calentar el alambre-puente, como la misma cantidad de energía transmitida en menos tiempo. La importancia de transmitir suficiente corriente a todos los estopines del circuito en pocos milisegundos no puede ser sobrenfatizada. A niveles de corriente baja marginal las ligeras diferencias de un estopín a otro pueden resultar en variaciones de los tiempos de iniciación. En un circuito en serie esto puede resultar en la detonación previa de un estopín, con relación a todos los restantes. Este disparo rápido de un estopín interrumpe el flujo de corriente antes de que todos los demás hayan sido iniciados, lo que resultará en la falla de otros más. La construcción interna de los estopines eléctricos fabricados por diferentes compañías varía considerablemente, por lo que éstos no serán compatibles en un mismo circuito de voladura. Por tanto, estopines eléctricos de diferentes fabricantes nunca deberán usarse en la misma ronda. Tal práctica es casi seguro que resulte en peligrosas fallas de disparo. En la figura 4.28 se muestran los requerimientos de corriente para la adecuada iniciación de estopines eléctricos.

263

CAPÍTULO 4

FIGURA 4.28 Requerimientos de energía para la iniciación de estopines eléctricos

Si se dispone de una intensidad de corriente menor a 0.06 amperes, el disparo no se produce. Con una corriente de 0.2 amperes, se tiene el amperaje mínimo para iniciar circuitos en paralelo. El amperaje mínimo para iniciar circuitos en serie es de l.5 amperes. La corriente recomendada para circuitos en series paralelas es de 5.0 amperes. Una corriente mayor a 10 amperes puede causar problemas de arco, lo cual se traducen en barrenos "quedados", alteración de los retardos y una pobre iniciación.

4.9.2.2 Líneas guía

Las líneas guía o líneas de encendido son una parte esencial del circuito de voladura y deberán ser inspeccionadas, probadas y conservadas en buen estado para asegurar una voladura exitosa. Se recomienda alambre de cobre con núcleo sólido bien aislado, de calibre 10 a calibre 14 para circuitos en serie y en paralelo de tamaño normal. Nunca deberá usarse alambre trenzado cuando la línea guía se enrolle en un carrete después de cada voladura, debido a que las trenzas individuales pueden romperse a causa de los dobleces, lo que dará como resultado una reducción en la capacidad de conducir carga que no se puede detectar rápidamente con los instrumentos normalmente disponibles en el campo. No es recomendable el uso de alambre duplex (ya sea de núcleo sólido o trenzado) en las líneas de voladura, debido a que la delgada barrera aislante entre los conductores se puede llegar a romper o a quebrar a causa del deterioro físico y que difícilmente se puede detectar mediante inspección vi-

264


sual. Con las máquinas de descarga de condensador de alto voltaje comúnmente usadas, un aislante dañado puede formar "arco eléctrico" entre los conductores. La línea guía deberá probarse por continuidad del circuito antes de cada voladura con un multímetro o con un ohmetro para voladuras, reemplazándola cuando exista cualquier evidencia de daño físico o deterioro en el aislante.

4.9.2.3 Alambres de conexión

El alambre de conexión es generalmente un alambre de cobre con forro plástico aislante, de calibre 16 a calibre 20. Se usa para hacer conexiones entre barrenos o para conectar una serie individual a la línea de encendido. Estos alambres están siempre sujetos al deterioro por efecto de la misma voladura, por lo que deberán ser considerados como inservibles después de cada operación. Nunca se deberá volver a usar el mismo alambre de conexión.

4.9.2.4 Pruebas para los circuitos de voladura

Un multímetro, un ohmetro o un galvanómetro para voladuras deben ser usados para probar la continuidad y resistencia de los circuitos. Nunca use ningún instrumento de prueba que no haya sido diseñado específicamente para circuitos de voladura. Circuitos en serie La resistencia total de un circuito en serie debe ser igual a la resistencia de cada estopín, multiplicada por el número de estopines, más la suma de la resistencia de la línea de encendido y del alambre de conexión. RT = R1 + R2 + R3 donde RT R1 R2

265

Resistencia total (No. estopines) (Resistencia de cada estopín) Resistencia de la línea guía

CAPÍTULO 4

R3

Resistencia del alambre de conexión

Circuitos en paralelo Un circuito paralelo no puede probarse con los instrumentos disponibles usualmente en la operación de campo, ya que la resistencia total es tan pequeña, que dará una lectura cercana a cero en el instrumento y no indicará una lectura significativa. Circuitos en series paralelas Es un circuito de series conectadas en paralelo, donde cada serie deberá ser balanceada eléctricamente. En el multímetro, se deberán esperar lecturas por la misma cantidad de ohms para cada una. Generalmente un número igual de estopines en cada serie producirá series balanceadas. En un circuito de series en paralelo balanceadas, la resistencia de una serie dividida entre el número de series será igual a la resistencia total del circuito. Resistencia total de un circuito en series paralelas =

Resistencia de cada serie Numero total de series

4.9.2.5 Localización de discontinuidades en el circuito

Se puede usar un multímetro, un ohmetro o un galvanómetro de voladuras para localizar discontinuidades en circuitos de una serie. El procedimiento para localizar una discontinuidad usando el procedimiento mostrado en la figura 4.29 es el siguiente: 1.

Colocar un alambre de conexión al extremo del circuito desde la terminal B.

2.

Escoger un punto a la mitad del circuito y tocar el alambre de conexión de la terminal B a la conexión desnuda de los alambres del estopín. Si el instrumento indica alguna lectura, el circuito es bueno entre la terminal A y el punto medio del circuito.

3.

Continuar moviendo el alambre de conexión de la terminal B hacia las conexiones más lejanas a lo largo del circuito, hasta que el instrumento no indique ninguna lectura.

Siguiendo este procedimiento, la discontinuidad, en caso de existir en el circuito, podrá ser aislada y corregida.

266


FIGURA 4.29 Localización de discontinuidades en el circuito usando el galvanómetro (DuPont, 1983)

4.9.2.6 Reconocimiento de la electricidad extraña

La energía eléctrica no deseada que puede entrar en un circuito de voladura, debe mantenerse a niveles seguros o excluirse por completo. Si no se hace, dicha energía puede causar detonaciones prematuras, ya sea en un sistema de voladura eléctrico o en uno no eléctrico. Por esta razón, deberán realizarse evaluaciones completas de la electricidad extraña en los sitios de voladura antes de que cualquier explosivo sea llevado dentro del área. Los peligros de la electricidad extraña incluyen: 1. Corrientes erráticas desviadas, debido a equipo eléctrico deficientemente aislado y mal aterrizado. 2. Rayos y electricidad estática, proveniente de tormentas eléctricas naturales. 3. Alta energía de radiofrecuencia cerca de transmisores. 4. Corrientes inducidas presentes en campos electromagnéticos, como aquéllas generalmente localizadas en las cercanías de líneas de transmisión de alto voltaje. 5. Electricidad estática generada por tormentas de polvo impulsada por el viento y tormentas de nieve. 6. Por bandas transportadoras o equipo en movimiento. 7. Por corrientes galvánicas generadas por metales diferentes, que hacen contacto o están separados por un material conductivo.

267

CAPÍTULO 4

El nivel "seguro" aceptable de electricidad extraña para voladuras eléctricas, se deriva de la corriente requerida para detonar estopines eléctricos. La corriente mínima para encender estopines eléctricos comerciales actualmente fabricados en el país es de 0.25 amperes (250 miliamperes), aproximadamente. El Institute of Makers of Explosives (IME) (Instituto de fabricantes de explosivos) ha establecido que la máxima corriente "segura" permitida para que fluya a través de un fulminante eléctrico sin peligro de iniciación, debe ser una quinta parte de la corriente mínima de encendido, o sea 0.05 amperes (50 miliamperes), lo cual proporciona un factor de seguridad de corriente de 5 y un factor de energía de 25. Las voladuras eléctricas no deben efectuarse en áreas donde las corrientes extrañas sean mayores de 0.05 amperes (50 miliamperes). Los operarios que usan estopines eléctricos deberán medir la intensidad de corriente a intervalos frecuentes, con objeto de revisar la presencia de corrientes extrañas en el área de la voladura y asegurar que éstas permanecen dentro de los niveles permisibles. La resistencia interna de la mayor parte de las corrientes extrañas es lo suficientemente alta como para limitar las corrientes a unos cuantos miliamperes, por lo que la voladura puede llevarse a cabo sin peligro, en condiciones normales de campo. Cuando las corrientes extrañas exceden de 0.05 amperes, debe descubrirse la fuente que la genera y eliminarla antes de usar con seguridad los estopines. Si la fuente de energía no puede ser descubierta y eliminada, se deberá adoptar un sistema de encendido no eléctrico (nonel). También se deberá tener en mente que aun los dispositivos de encendido no eléctricos, pueden ser iniciados por altos voltajes, como electricidad estática creada durante fuertes tormentas de nieve, hielo o polvo.

4.10 Circuitos eléctricos 4.10.1 Circuitos en serie

Un circuito en serie proporciona un solo sendero para el paso del flujo eléctrico, a través de todos los estopines conectados al circuito. La figura 4.30 muestra ejemplos de circuitos en serie.

268


FIGURA 4.30 Conexiones de circuitos en serie (DuPont, 1983)

4.10.2 Circuitos en series paralelas

El tipo de circuito más comúnmente usado en voladuras mineras corresponde precisamente a circuitos en series paralelas. El circuito más sencillo de este tipo se logra al dividir una serie sencilla en dos series, tal y como se muestra en la figura 4.31. Como se señala en la figura 4.31, cada una de las dos hileras de estopines eléctricos está conectada en una serie recta. Los dos extremos libres de cada serie se conectan juntos y éstos, a su vez, son conectados a la línea de encendido.

FIGURA 4.31 Serie paralela dividida en dos (DuPont, 1983)

269

CAPÍTULO 4

La principal ventaja de los circuitos en series paralelas consiste en el gran número de estopines que se pueden disparar con una sola máquina explosora sin demandar una gran entrada de voltaje. La figura 4.32 ilustra un acoplamiento de cinco series en paralelo balanceadas.

FIGURA 4.32 Circuito en series paralelas balanceadas (DuPont, 1983)

Cuando un circuito en series paralelas involucra únicamente estopines de retardo, se requiere una corriente mínima de 1.5 amperes para cada serie en el circuito. Si se usan series mezcladas consistentes tanto en estopines instantáneos como estopines de retardo en un mismo circuito, se requerirá una corriente mínima de 2.0 amperes por cada serie, debido al tiempo relativamente rápido con el que actúan los estopines instantáneos. Cuando se conecta una voladura con circuitos en series paralelas, los extremos de cada serie individual deberán ser conectados a la línea de encendido mediante la prolongación de los extremos de cada serie, utilizando alambre de conexión. Lo anterior hará que aumente un poco la resistencia de cada serie, la cual normalmente es poca en comparación con la resistencia de la serie completa.

4.10.3 Circuitos en paralelo

Los circuitos en paralelo que se disparan con líneas de alta tensión, se usan principalmente en túneles y ahonde de tiros, debido a que el circuito puede "amarrarse" simultáneamente por varios operarios trabajando en áreas confinadas, con un mínimo de confusión. En un circuito en paralelo, cada uno de los alambres o polos del estopín se conecta a líneas colectoras usualmente de cobre. Por regla general, cada una de estas líneas se designará por el códigode color que identifica a los polos del fulminante: una para amarrar todas las puntas de los estopines con forro plástico de color azul [polo positivo (+)]; y otra, para las puntas forradas de

270


con forro plástico de color azul [polo positivo (+)]; y otra, para las puntas forradas de plástico color amarillo [polo negativo (-)]. Seguir cuidadosamente los pasos anteriores permitirá al supervisor de voladuras, hacer una rápida y acuciosa inspección visual de todas las conexiones, una vez que los "amarres" han sido terminados (figura 4.33).

FIGURA 4.33 Circuito en paralelo con líneas colectoras designadas

A diferencia de los circuitos en serie o en series paralelas, a los circuitos en paralelo no se les puede medir ni resistencia ni continuidad con los instrumentos de pruebas de campo disponibles. El requisito fundamental para diseñar una voladura en paralelo de grandes dimensiones es poder suministrar energía suficiente a todos los estopines del circuito antes de que detone el primero. La complejidad de los cálculos implica la resolución de muchas ecuaciones simultáneas, lo cual resultará más exacto y adecuado con el empleo de una computadora. Las cuatro configuraciones básicas de los circuitos en paralelo (figura 4.34), se pueden clasificar en función de su habilidad para distribuir uniformemente la corriente eléctrica en: Configuración 1. Paralelo directo

Habilidades NO RECOMENDABLE

(produce mala distribución) NO RECOMENDABLE

2. Paralelo inverso

(aunque resulta mejor que en paralelo directo) NO RECOMENDABLE

3. Paralelo directo en circuito cerrado

(aunque resulta mejor que en paralelo inverso) AMPLIAMENTE RECOMENDABLE

4. Paralelo inverso en circuito cerrado

271

(produce la distribución de corriente más uniforme)

CAPÍTULO 4

FIGURA 4.34 Configuración de los circuitos en paralelo (DuPont, 1983)

4.11 Cálculo de circuitos para detonaciones eléctricas Para ilustrar este inciso se usarán algunos ejemplos, donde se hará uso de las tablas 4.10 y 4.11 que señalan la resistencia eléctrica nominal de los alambres (de cobre o hierro) de los estopines fabricados por Explosivos Austin Bacis para diferentes longitudes, y la resistencia de los alambres colectores para cada 1000 pies de longitud, respectivamente. 11

TABLA 4.10 Resistencia nominal de los estopines eléctricos Austin Bacis en ohms por estopín Alambre de cobre Longitud alambre (pies)

11

Estopín instantáneo

Alambre de hierro Estopín retardo

Longitud alambre (pies)

Estopín instantáneo

Estopín retardo

a 68 grados Fahrenheit.

254


4 6 7 8 9 10 12 14 16 20 24 30 40 50 60 80 100 120 150 200 250 300 400

1.26 1.34 -1.42 -1.50 1.58 1.57 1.75 1.91 2.07 2.31 2.15 2.42 2.69 2.71 3.11 3.51 4.11 5.12 6.12 7.13 9.13

1.16 1.24 -1.32 -1.40 1,48 1.67 1.65 1.81 1.97 2.21 2.06 2.32 2.59 2.61 3.01 3.41 4.01 5.02 6.02 7.03 9.03

4 6 7 8 9 10 12 14 16 20 24 30 40 50 60 80 100 120 150 200 250 300 400

2.10 2.59 2.84 3.09 3.34 3.59 4.09 4.58 5.08 6.08

TABLA 4.11 Resistencia nominal12 del alambre de cobre para líneas colectoras (AWG) CAA Calibre No. 6 8 10 12 14 16 18 20 22

Ohms por cada 1,000 pies 0.395 0.628 0.999 1.588 2.525 4.020 6.390 10.150 16.140

a) Circuitos en serie EJEMPLO 12

255

a 68 grados Fahrenheit (AWG) = American Wire Grade = (CAA) = Calibre Alambre Americano

2.00 2.49 -2.99 -3.49 3.99 4.48 4.98 5.98

CAPÍTULO 4

Calcular una serie sencilla compuesta por 50 estopines de retardo MS, con alambre de cobre de 16 pies. La longitud del alambre de conexión será de 200 pies (alambre de cobre calibre 20) con una línea guía de 700 pies de largo de alambre de cobre calibre 14. Paso 1: Determinar la resistencia del circuito de estopines Para esta determinación, se deberá consultar la tabla 4.10, donde se conocerá la resistencia eléctrica de un estopín MS con alambre de cobre de 16 pies de longitud. El resultado es 1.65 ohm/estopín. Resistencia del circuito de estopines = (No. estopines) (resistencia c/estopin) = R1 R1 = (50) (1.65) = 82. 5 ohms

Paso 2: Determinar la resistencia de la línea guía Para conocer la resistencia del alambre de cobre calibre 14, se debe consultar la tabla 4.11. El resultado es 2.525 ohms por cada 1000 pies. Una línea guía debe tener dos polos (uno positivo y otro negativo), por lo que si se tienen 700 pies de línea guía, el cálculo deberá considerar un total de 1400 pies. (Long. alambre)(r esistencia c/1000 pies) Resistencia línea guía = = R2 1000 (1,400 )(2.525) = 3.535 ohms R2 = 1000 Paso 3: Determinar la resistencia del alambre de conexión Al igual que el paso anterior, se deberá consultar la tabla 4.11. La resistencia del alambre de cobre calibre 20 es de 10.15 ohms por cada 1000 pies de longitud. Resistencia alambre de conexión =

(Long. alambre)(r esistencia c/1000 pies) 1000

Rs =

= R3

(400)(10.1 5) = 4.06 ohms 1000

Paso 4: Determinar la resistencia total del circuito

256


La resistencia total del circuito se obtiene sumarizando las resistencias parciales obtenidas

RT = ∑( R1 + R 2 + R 3) RT = ∑ ( 82.5 + 3.535 + 4.06 ) = 90. 095 ohms

Resistencia total del circuito =

Paso 5: Determinación del voltaje requerido El voltaje requerido por el circuito de detonación se determinará mediante la aplicación de la ley de Ohm:

V = ( I )( R ) donde

V I R

Voltaje aplicado (volts) Intensidad de corriente (amperes) Resistencia (ohms)

La intensidad de corriente mínima requerida por este tipo de circuitos es de 1.5 amperes (ver gráfica de requerimientos de energía para iniciación de estopines). Sustituyendo valores: V = (1.5) (90.095) = 135. 142 volts

Paso 6: Determinación de la potencia teórica requerida Para obtener el resultado de esta variable, se aplicará nuevamente la ley de Ohm, ahora en términos de potencia: P = ( I 2) ( R )

donde

P I R

Potencia (watts) Intensidad de corriente (amperes) Resistencia (ohms)

Sustituyendo valores:

P = (1.5 )2 (90.095) = 202.714 watts Por lo que un transformador o generador de 220 volts y 200 watts, será suficiente para proporcionar los requerimientos de energía para efectuar con éxito el disparo.

257

CAPÍTULO 4

Si se utilizan simultáneamente en la serie estopines instantáneos y estopines de retardo (serie mixta), se necesitarán 2.0 amperes por cada estopín, razón por la cual se tendrá que recalcular todo el circuito, tal y como se ejemplifica a continuación: Paso 1: Determinación de la resistencia del circuito Si el número de estopines es reducido (como es el presente caso), la resistencia total del circuito, no variará apreciablemente, por lo que en este ejemplo se tendrá: RT = 90.095 ohms. Paso 2: Determinación del voltaje requerido

V = ( I ) ( R) = (2.0)(90 .095) = 180. 19 volts Paso No. 3: Determinación de la potencia requerida

P = ( I )2 ( R ) = ( 2 )2 (90.095) = 360.38 watts Resulta evidente que el incremento en la corriente requerida para la serie mixta, implica un mayor voltaje y potencia en el sistema de generación. b) Circuitos en series paralelas balanceadas

EJEMPLO

Se requiere efectuar una voladura con 220 estopines de retardo MS con 20 pies de alambre de cobre, en 5 series de 44 estopines cada una y una línea guía de 1500 pies de alambre de cobre calibre 14. Paso 1: Determinación de la corriente total requerida Corriente total = (No. de series) (corriente minima par a cada serie) = C T C T = (5)(1.50) = 7.50 amperes

Paso 2: Determinación de la resistencia de una sola serie Resistencia de una serie = (No. estopines en la serie) (Resistencia de cada estopin) Resistencia de una serie = (44 estopines) (1.81 ohms)

(de la tabla 4.10 )

258


Resistencia de una serie = 79.64 ohm Paso 3: Determinación de la resistencia de 5 series en paralelo Resistencia c/serie 79.64 = = 15.93 ohms Numero de series 5 Paso 4: Determinación de la resistencia de la línea guía Resistencia del circuito en series paralelas =

Resistencia de la línea guía =


(Long. alambre) (resistencia c/1000 pies) 1,000 pies (3,000 pies)(2.5 25 ohms) = 7.57 ohms 1,000 pies

Paso 5: Determinación de resistencia total del circuito Resistencia total = ( Resistencia circuito en series paralelas ) + (Resistencia de la línea guía)

Resistencia total = 15.93 + 7.57 = 23.50 ohms Paso 6: Determinación del voltaje requerido

V = ( I )( R ) = (7.5 amperes)(23.50 ohms) = 176. 25 volts Paso 7: Determinación de la potencia requerida

P = ( I )2 ( R ) = (7.50 )2 (23.50) = 1,322 watts NOTA:

Una línea de 220 volts proporcionará la corriente adecuada para esta voladura.

Si la misma voladura estuviera formada con estopines instantáneos y estopines de retardo (serie mixta), se requerirían 2.0 amperes por serie y deberá recalcularse todo el circuito: Paso 1: Cálculo de la corriente total requerida Corriente total = (5 series)(2. 0 A c/serie) = 10.00 amperes

Paso 2: Cálculo de la resistencia total del circuito NOTA:

259

La resistencia total no cambiará apreciablemente, si el número de estopines instantáneos es pequeño.

CAPÍTULO 4

Resistencia del circuito en series paralelas Resistencia de la línea guía Resistencia total

= 15.90 ohms = 7.57 ohms ______ = 23.50 ohms

Paso 3: Cálculo del voltaje

V = ( I )( R ) = (10 A) (23.50 ohms) = 235.0 volts Paso 4: Cálculo de la potencia requerida

p = ( I )2 ( R ) = (10.0 )2 A (23.50) ohms = 2,350 watts NOTA:

En este caso, una línea eléctrica de 220 volts no sería suficiente para proporcionar la corriente requerida, por lo que se hará necesario el uso de una línea de 440 volts.

Si se utiliza una línea de 440 volts para disparar un circuito de series paralelas con estopines mixtos (instantáneos y de retardo), se deberá investigar cuidadosamente la posibilidad de producir un arco eléctrico, lo cual siempre resultará indeseable en cualquier tipo de voladura con estopines eléctricos. c) Series paralelas desbalanceadas EJEMPLO

Una voladura de 200 estopines eléctricos de retardo con alambre de cobre de 16 pies, va a ser disparada mediante una línea de poder de 220 volts CD, con cinco frentes, cada una de ellas conectada en una serie diferente, con una línea de 825 pies de alambre de cobre calibre 14 (1,650 pies totales para ambos polos). Para efectuar con éxito la voladura, se requiere realizar los siguientes cálculos: Serie 1 = 60 estopines + 300 pies de alambre conexión calibre # 20 Serie 2 = 50 estopines + 400 pies de alambre conexión calibre # 20 Serie 3 = 40 estopines + 150 pies de alambre conexión calibre # 20 Serie 4 = 30 estopines + 200 pies de alambre conexión calibre # 20 Serie 5 = 20 estopines + 600 pies de alambre conexión calibre # 20 __________ Total = 200 estopines Paso 1: Determinación de la resistencia de cada serie

260


Resistencia de cada serie =

(No. estopines c/serie) (Resistencia c/estopÍn) + (Long. alambre conexión) (Resist. c/1000 pies) 1,000 pies

Serie 1:

R1 = (60)(1.65) +

(300)(10.1 5) = 102.05 ohms 1000

Serie 2:

R2 = (50)(1.65) +

(400)(10.1 5)

= 86.56 ohms

1000

Serie 3:

R3 = (40)(1.65) +

(150)(10.1 5)

= 67.52 ohms

1000

Serie 4:

R4 = (30)(1.65) +

(200)(10.1 5)

= 51.53 ohms

1000

Serie 5:

R5 = (20)(1.65) +

(600)(10.1 5)

= 39.09 ohms

1000

Paso 2: Determinación de la resistencia efectiva de las cinco series desbalanceadas

1 1 1 1 1 1 = + + + + R 102.05 86.56 67.52 51.53 39.09 1 = 0.00979+ 0.01155+ 0.01481+ 0.01941+ 0.02558 = 0.08114 R 1 R= = 12.32 ohms 0.08114 Paso 3: Determinación de la resistencia de la línea guía

261

CAPÍTULO 4


(Long. del alambre) (Resistencia c/1000 pies) 1,000 pies


(1,650)(2. 525) = 4.17 ohms 1,000

Paso 4: Determinación de la resistencia total del circuito de voladura Resistencia total = (Resistencia circuito de estopines) + (Resistenciade la línea guía)

RT = 12.32 + 4.17 = 16.49 ohms Paso 5: Determinación del amperaje para todo el circuito (Considerando el uso de una línea de 220 volts) 220 V = = 13.34 amperes R 16.49 Paso 6: Determinación de la caída de voltaje en la línea guía

I=

V = ( I )( R ) = (13.34) (4.17) = 55.63 volts Paso 7: Determinación del voltaje para cada serie V = 220 - 55.63 = 164.40 volts

Paso 8: Determinación del amperaje disponible para cada serie

I=

V R

Serie 1:

I1=

164.40 = 1.61 amperes 102.05

Serie 2:

262


I2=

164.40 = 1.90 amperes 86.56

I3=

164.40 = 2.43 amperes 67.52

I4=

164.40 = 3.19 amperes 51.53

I5=

164.40 = 4.21 amperes 39.09

Serie 3:

Serie 4:

Serie 5:

Paso 9: Determinación de la potencia requerida

P = ( I 2 )( R ) = (13.34 )2 (16.49) = 2,935 watts NOTA:

La corriente mínima es 1.5 amperes por serie, por lo que el circuito recibirá suficiente energía.

Si el circuito estuviera compuesto por estopines instantáneos y de retardo (serie mixta) se requerirían 2.0 amperes por serie, con la posibilidad de tener fallas en las series uno y dos, ya que éstas recibirían menos de los 2.0 amperes necesarios para una iniciación confiable de todos los estopines que conforman el circuito.

263

CAPÍTULO 5

TRAZO DE BARRENACIONES EN OBRAS MINERAS

5.1 Introducción La mayoría de las operaciones mineras mantienen un balance entre el minado de desarrollo y el minado de producción. Un gran número de empresas también elaboran proyectos formales a largo plazo, que sirven como guías de operación a menudo hasta con 20 años de anticipación. Además de estos proyectos a largo plazo, también se elaboran planes a corto plazo que varían de 1 a 5 años. Los proyectos a corto plazo, que generalmente son más flexibles, pueden variarse de tiempo en tiempo debido a: 1. El reflejo de las condiciones económicas al fluctuar los precios de los metales en el mercado. 2. Las ventajas que representan los avances técnicos en el diseño de equipo o en métodos de beneficio de minerales, que pueden en un momento dado hacer factible la explotación de minerales de más baja ley, considerados como roca estéril en las proyecciones a largo plazo. La recuperación integral de los depósitos minerales y de sus productos comerciales económicamente hablando, se realiza en cuatro etapas sucesivas: 1. 2. 3. 4.

Prospección Exploración Desarrollo Explotación

La prospección la realizan cuadrillas de geólogos respaldados por los últimos métodos geofísicos, los cuales localizan áreas favorables para realizar barrenos de exploración. Si encuen-

CAPÍTULO 5

tran minerales económicos, efectúan, mediante perforaciones a diamante más extensas, una evaluación del depósito para determinar tamaño, posición, forma y leyes del cuerpo mineral. A partir de estos resultados se formulan planes para desarrollar y minar el cuerpo, siempre y cuando las exploraciones resulten positivas. Las cuñas y plantillas de barrenación son fundamentales en todas las voladuras con explosivos, tanto en trabajos de preparación como de desarrollo, ya que este tipo de obras sólo tiene una cara expuesta que representa la cara o frente de ataque. El primer paso y el más difícil para avanzar en cualquier frente subterránea, será el de producir un hueco en el terreno sólido (generalmente en el centro de la cara), con una profundidad tal que resulte práctico el avance total de la sección en un solo disparo múltiple. La abertura de alivio o hueco central así producido se denominará "cuña", y aunque ésta se podrá abrir por varios y diferentes métodos de perforación y voladura, todos servirán para desarrollar una "segunda cara libre" hacia la cual puedan "romper" secuencialmente el resto de los barrenos que constituyen la plantilla completa.

5.2 Cuñas fragmentadoras Dentro de los trabajos de minería y particularmente dentro de los de voladuras con explosivos, "la cuña" representa la parte más importante de la plantilla de barrenación, debido a que los barrenos restantes que forman la plantilla no podrán fracturar con efectividad, a menos que la cuña haya sido totalmente evacuada. La cuña por sí misma no podrá crear un hueco lo suficientemente grande como para poder acomodar el abundamiento de la roca, producto de toda la voladura, por lo que la mayor parte del desplazamiento de la roca tendrá que ser hacia afuera. Unos cuantos minutos adicionales empleados en perforar adecuadamente la cuña, podrá significar la diferencia entre obtener un avance completo o sólo una porción de él, con la consecuente pérdida económica que involucra el desperdicio de explosivos, de acero de barrenación y de mano de obra, lo que necesariamente se traducirá en una baja y deficiente productividad. Para su estudio, los diferentes tipos de cuñas se han dividido en: 1. 2. 3.

330

Cuñas en ángulo Cuñas quemadas Cuñas combinadas


4.

Cuñas cilíndricas

5.2.1 Cuñas en ángulo Las cuñas en ángulo están formadas por un grupo de barrenos que se cuelan en diversos ángulos inclinados con relación a la frente de ataque, de forma tal que proporcionen una mayor libertad de movimiento a la roca fracturada. Dentro de las cuñas en ángulo se incluyen: a) Cuñas en "V" b) Cuñas piramidales c) Cuñas de martillo a) Cuñas en "V" Este tipo de cuñas consta de uno o varios barrenos angulados en forma de "V", perforados de manera paralela unos con respecto a los otros (ver cuña doble "V"). Las cuñas en "V" que se usan en el cuele de frentes y cruceros pueden ser horizontales o verticales, dependiendo de la posición que permita un ángulo mayor entre los barrenos de la estructura o estratificación de la roca y, sobre todo, de la disponibilidad y tipo de equipo. La cuña en "V" es una de las más antiguas, y aunque con ciertas restricciones, se ha venido usando hasta nuestros días. Cada "V" se forma con dos barrenos colados a partir de dos puntos localizados en la frente tan retirados diametralmente como sea posible, con objeto de que puedan converger sin comunicación en el fondo de éstos (figura 5.1). Las cuñas angulares utilizan menos barrenos por disparo, por lo que usualmente el consumo de explosivos y de mano de obra es menor por cada metro de avance.

331

CAPÍTULO 5

FIGURA 5.1 Cuñas en "V"

Una desventaja es que la "V" formada por la cuña puede salir en el momento del disparo, lanzada en piezas grandes que pueden dañar el maderamen de soporte, por lo que el uso de "pernos-ancla" (cuando es posible) ha reducido esta objeción a las cuñas en "V" en muchas operaciones. En donde se hace necesario reducir el lanzamiento de rocas grandes y ayudar a romper una cuña en "V" profunda, se pueden emplear cuñas en "V" más pequeñas, por ejemplo la doble "V" (figura 5.1). La doble "V" también se utiliza cuando se requieren avances más profundos o cuando la roca sobre la cual se trabaja, resulta más dura y difícil de fracturar. El uso de la cuña doble "V" proporciona mejor fracturamiento y reduce los problemas de lanzamiento de fragmentos rocosos de gran tamaño como los que se mencionaron líneas arriba. Las cuñas en "V" poseen algunas ventajas sobre las cuñas "quemadas" en el cuele de cañones y cruceros. Son particularmente útiles en frentes de pequeñas dimensiones (del orden de 1.80 × 1.80 m), donde es común el empleo de pistolas para perforación de pierna neumática y en donde las restricciones de espacio pudieran hacer difícil el cuele de una cuña central o "quemada".

b) Cuñas piramidales Las cuñas piramidales mostradas en la figura 5.2, se forman usando de 3 a 6 barrenos, colados de tal manera que converjan en el fondo y en un punto central que coincida aproximadamente con el centro de la frente. En la actualidad su empleo se ha visto muy restringido en el cuele de obras horizontales, ya que prácticamente han venido a ser sustituidas por las cuñas "quemadas" paralelas; sin embargo continúan teniendo cierta utilidad en la profundización de tiros, particularmente en aquellos de sección circular donde se emplean grandes equipos de barrenación.

332


FIGURA 5.2 Cuñas piramidales

c) Cuña de martillo Una variante de las cuñas en "V" es conocida como "cuña de martillo", la cual, a diferencia de las anteriormente descritas, se localiza lejos del centro de la frente y se cuela de manera que los barrenos que la forman tengan un ángulo de arriba hacia abajo y que no se comuniquen en el fondo (figura 5.3). La cuña de martillo, por su posición con respecto a la frente de ataque, se cuela con barrenos angulados estando parado sobre el montón de rezaga de la voladura anterior, con la ventaja de que se pueden ejecutar casi simultáneamente las maniobras de rezagado y las de nueva barrenación.

FIGURA 5.3 Cuña de martillo

333

CAPÍTULO 5

5.2.2 Cuñas quemadas También se conocen como cuñas "paralelas", "Michigan" o "Corsh". Constan de un grupo de barrenos perforados muy cercanos entre sí, en forma paralela a la dirección de avance y perpendiculares al plano de la cara o frente de ataque. Con las cuñas quemadas es posible aumentar la profundidad de la barrenación mucho más de lo que es posible con las cuñas en ángulo. Las cuñas quemadas por lo general necesitan más barrenos por disparo y un factor de carga más elevado, circunstancia que en principio resultaría más cara, pero que el aumento en avance lineal por cada disparo hace que el balance económico final sea más favorable. Un factor de suma importancia en el trazado y cuele de estas cuñas es el de que los barrenos que la constituyen, sean proyectados con un paralelismo exacto y con una separación adecuada entre ellos, dependiendo de las dimensiones de la obra. También es importante que los barrenos de cuña se perforen con una longitud mayor (entre 6 y 12 pulgadas) que los del res-to de la plantilla. El realizar barrenos con cualquier tipo de perforadora requiere de habilidad y experiencia considerables, por lo que este trabajo se ha visto simplificado con el uso de un "escantillón" o plantilla desarrollada por la firma sueca Coromant (figura 5.5)

FIGURA 5.4 Cuñas quemadas

334


FIGURA 5.5 Escantillón o plantilla para barrenos paralelos

Las cuñas quemadas pueden perforarse en cualquier parte de la frente, con los barrenos dirigidos hacia donde se desee, con la única y fundamental condición de que éstos conserven su paralelismo. Con esta versatilidad se logra que la roca fragmentada por la cuña se dirija hacia el punto que produzca el menor daño de equipo, materiales o instalaciones. Normalmente la cuña se perfora perpendicular a la cara y un poco fuera del centro de ella. Por razones de seguridad, la posición de la cuña en la cara de la frente deberá variar ligeramente de una voladura a otra, con objeto de evitar la barrenación de la siguiente cuña en el fondo o en los "chocolones" de la anterior. Básicamente todas las variantes de la cuña quemada utilizan el mismo principio. Una de las diferencias básicas entre las cuñas en ángulo y quemadas consiste en que las primeras están diseñadas para desalojar un cono o pirámide de material en fragmentos más o menos grandes, mientras que las segundas se diseñan para romper y pulverizar la roca en fragmentos pequeños, que al ser desalojados dejan una abertura cilíndrica en toda su extensión. Las cuñas quemadas, como se mencionó, están formadas por un grupo de barrenos paralelos a la línea de avance y perpendiculares al plano de la frente de ataque, en donde uno o más barrenos del grupo que la forman, deberá dejarse vacío, es decir sin carga explosiva, con objeto de proporcionar "pequeñas caras libres" a los barrenos vecinos que SÍ contienen cargas explosivas. Los barrenos vacíos, técnicamente se denominan "barrenos de alivio" y hoy en día, éstos se pueden colar con una longitud y diámetro mayor que los restantes, con objeto de aumentar la efectividad del fracturamiento durante el proceso de detonación. Lo anterior generalmente se logra con brocas intercambiables y con acero de barrenación en secciones de extensión, siempre y cuando también se disponga del equipo adecuado, por ejemplo jumbos de perforación o semejantes. En cuanto a la longitud de estos barrenos y contando con el equipo

335

CAPÍTULO 5

adecuado, es práctica usual entre las empresas que emplean esta técnica, la de perforarlos con longitudes de 3 a 5 veces mayores que el avance habitual de un disparo, lo que permitirá ejecutar otros tantos cortes sin necesidad de barrenar en ese momento el o los de "alivio" para cada nueva ronda.

FIGURA 5.6 Cuñas quemadas con uno o más barrenos de alivio

Por lo general, se obtienen mejores resultados cuando los barrenos cargados son disparados secuencialmente, ya que con esto se obtiene una mayor acción limpiadora en el desalojo de los detritos de la rezaga en el hueco producido por la cuña. Para lograr una secuencia de disparo no simultánea, se utilizan estopines de retardo corto. El efecto de no simultaneidad en el disparo no es requisito fundamental en frentes de secciones pequeñas, donde frecuentemente se emplean cuñas fragmentadoras de 2.20 m de avance en promedio (figura 5.11). Al momento de efectuarse el proceso de detonación, casi simultáneamente se produce en la roca fragmentada el fenómeno conocido como "abundamiento" o "hinchamiento", el cual básicamente se debe al aumento de espacios "vacíos" entre cada uno de los fragmentos producidos en la roca recién fracturada, por lo que a mayor número de fragmentos producidos, mayor será el índice de abundamiento, medido en porcentaje con relación al volumen total de material producido por la voladura. En algunos tipos de formaciones rocosas y con algunos diseños de plantillas de barrenación, el abundamiento de la roca fragmentada por la cuña puede ser excesivo, de tal modo que ésta se puede llegar a "congelar" o a "empachar" completamente, es decir, que no habrá desalojo de fragmentos. En tales casos, lo procedente será:

336


1.

Probar diferentes diseños que incluyan el cuele de uno o más barrenos (cargados o de alivio), que proporcionen un mayor espacio para dar cabida al abundamiento de la roca (figura 5.7).

2.

Asegurar que la columna de explosivo se extienda un poco más, es decir, cargar el barreno con un volumen mayor de explosivos, con lo que se verá aumentado el factor de potencia.

3. 4.

5.

Reducir la densidad del explosivo, seleccionando otro de menor densidad. Revisar el alineamiento de los barrenos (corrigiendo en su caso), para asegurar el paralelismo entre ellos. Disparar, en última instancia, con estopines de retardo.

En algunos casos se perforan uno o dos barrenos inclinados llamados "arrastradores" que ayudan a limpiar las cuñas en terrenos que tienden a "congelarse". En otros casos, puede resultar recomendable cargar los barrenos arrastradores únicamente hasta la mitad posterior, es decir, de la mitad hacia atrás (figura 5.8).

FIGURA 5.7 Barrenos de alivio para expansión (DuPont, 1983)

337

CAPÍTULO 5

Figura 5.8 Barrenos "arrastradores" (DuPont, 1983)

FIGURA 5.9 Detalle de algunas de las cuñas quemadas de mayor uso en minería subterránea

338


FIGURA 5.10 Plantilla completa con cuña quemada

FIGURA 5.11 Frente de 3.0 × 3.0 m con secuencia de retardo (el número indica el orden de encendido)

339

CAPÍTULO 5

FIGURA 5.12 Plantilla típica de barrenación

(Sección 5.00 x 4.00 m. Diámetro 17/8")

FIGURA 5.13 Plantilla típica de barrenación (Sección 4.00 x 3.00 m. Diámetro 1½")

340


5.2.3 Cuñas combinadas Cuando se intenta hacer barrenaciones largas en terreno duro, algunas veces es necesario realizar una combinación de cuñas quemadas y cuñas angulares, para lo cual se pueden diseñar tantas cuñas combinadas como imaginación posea el perforista o el ingeniero, atendiendo siempre a las condiciones físicas y estructurales del terreno y del cuerpo mineralizado en explotación.

5.2.4 Cuñas cilíndricas Este tipo de cuñas se emplean en grandes obras subterráneas cuyas secciones son de gran magnitud. En general, estas grandes obras caen dentro del campo de aplicación de la ingeniería civil, tal y como es el caso de los grandes túneles carreteros, túneles ferroviarios, túneles para el transporte de agua o aire, drenajes profundos, etc. Su empleo no está restringido para obras mineras, pero galerías de esta magnitud no son muy frecuentes, salvo el caso de grandes depósitos de potasa, sal, roca fosfórica y carbón. Las cuñas cilíndricas están formadas por barrenos que varían de 8 a 25, con un barreno central de mayor diámetro que los restantes de la plantilla completa. Por su magnitud y número de barrenos, las obras que emplean cuñas cilíndricas deberán ser disparadas mediante retardadores y siguiendo una secuencia de encendido predeterminada. En las siguientes figuras, se ilustrarán algunas de las cuñas cilíndricas más usadas en la industria de la construcción y en la minería. TABLA 1 Dimensionamiento de la cuña doble espiral para diferentes diámetros de barreno central * D mm a b c d ∫1 kg/m ∫2 kg/m

*

75 110 130 160 270 0.30 0.65

85 120 140 175 290 0.35 0.75

100 130 160 195 325 0.40 0.85

110 140 170 210 350 0.45 0.90

125 160 190 240 400 0.50 1.10

150 190 230 290 --0.60 1.30

200 250 310 380 --0.80 1.30

Para convertir cargas concentradas a lb/pie, multiplicar por el factor 0.670 (o sea 2/3)

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FIGURA 5.14 Cuña doble espiral

FIGURA 5.15 Cuña Taby (Modificación de la doble espiral)

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FIGURA 5.16 Cuña cilíndrica 3 secciones

FIGURA 5.17 Cuña cilíndrica 4 secciones

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FIGURA 5.18 Cuña Fagersta

FIGURA 5.19 Cuña Coromant

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5.3 Diseño de plantillas de barrenación en operaciones a cielo abierto 5.3.1 Introducción Las canteras y las minas a cielo abierto producen hoy en día la mayor parte de las rocas y minerales requeridos por la industria minera y por la industria de la construcción a nivel mundial. Los términos "tajo abierto", "cielo abierto", "cantera" y ocasionalmente la palabra anglosajona "open pit" son empleados para referirse a una operación de minado de un material o materiales específicos que deberán ser extraídos de una matriz o formación donadora, empleando para ello técnicas de explotación superficial, es decir, métodos no subterráneos que no corresponden a la imagen tradicional de una explotación minera subterránea La condición fundamental para poder llevar a cabo una explotación a cielo abierto es la de que el cuerpo mineral por explotar se encuentre localizado en o cercano a la superficie natural del terreno, de forma tal que resulte económicamente costeable la remoción del material estéril que sobreyace al depósito en cuestión. En el caso de los tajos abiertos productores de minerales metálicos y no-metálicos, generalmente después de que el material comercial ha sido removido, el material remanente (mena) y el producto del "descapote" (material estéril) se consideran como desperdicio, por lo que se debe disponer de él de manera conveniente y económica de acuerdo al medio ambiente de la zona. Esto contrasta con las canteras, en donde todo el material minado generalmente se consume como producto final, a excepción de la tierra vegetal y tal vez algunos otros materiales del "encape". Para los propósitos que se persiguen en este capitulo referentes al diseño de plantillas de barrenación, las canteras y los tajos abiertos son minados de la misma forma general, por lo que el término será utilizado indistintamente. Dependiendo de la topografía del área, una cantera se desarrollará como una operación de "minado de ladera en montaña", como "minería de contorno" o como un "tajo abierto". En los lugares donde la zona es montañosa y la roca aflora, la cantera se desarrollará abriendo una cara en uno de los costados expuestos del afloramiento, para de ahí continuar el minado cortando bancos descendentes hasta el límite inferior del depósito o hasta que la operación sea rentable. Cuando el terreno es casi plano, es necesario construir caminos de acceso que alcancen el fondo del último banco en producción, los que descenderán conforme se ahonde la operación. Lo

CAPÍTULO 5

anterior traerá como consecuencia la formación de un hueco, tajo o pit que quedará totalmente por debajo del nivel natural del terreno circundante. En general, la plantilla de barrenación para una voladura se diseñará en función de la geología estructural del yacimiento, del grado de fragmentación requerido, del diámetro y profundidad de los barrenos y del tipo de explosivo por emplear. A su vez, el diámetro y profundidad de barrenación dependerán del equipo disponible para tal fin.

5.3.2 Geología La geología estructural del depósito representa uno de los factores más importantes por determinar en el diseño de una voladura. Existen muchas teorías que relacionan la velocidad sónica y la dureza de la roca en la determinación de la cantidad óptima de explosivos que se deberán emplear en el fracturamiento de un determinado material rocoso. Para definir tales factores, es necesario llevar a efecto numerosas pruebas de campo, conjuntamente con análisis de laboratorio que determinen las características físicas y químicas de las rocas. En la mayoría de los casos, los resultados obtenidos se basan en la suposición de que el material por fracturar es homogéneo en su totalidad. Los resultados de las pruebas de campo y de mecánica de rocas podrán ser usados como guías para ayudar a determinar el espaciamiento, el bordo y la profundidad de los barrenos, así como las cantidades y tipos de explosivos requeridos, aunque el análisis final de la determinación, generalmente, se base en un factor de juicio obtenido por muchos años de experiencia. Frecuentemente y de forma empírica, se usa el grado y velocidad de penetración en la barrenación como una guía para determinar la dureza de la roca, lo cual no necesariamente representa un buen criterio para determinar el grado de dificultad con el que quebrará el material. En muchos casos una roca dura y quebradiza romperá con menos dificultad que una roca suave y "esponjosa". La estratificación de la formación es un factor muy importante en el diseño de la voladura. Donde las capas presentan estratos horizontales laminados y delgados, la roca generalmente podrá ser bien fragmentada, con bordos y espaciamientos relativamente grandes y con un consumo de explosivos sensiblemente bajo, comparado con otras formaciones de características más "severas". Si la formación es de tipo masivo con sólo unas cuantas capas laminares, el diseño de su plantilla de barrenación requerirá de espaciamientos y bordos más cercanos, con el consecuente aumento en mano de obra y consumo de explosivos.

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Cuando la estratificación presenta ángulo de buzamiento, será conveniente desarrollar la cara de la cantera con un ángulo mayor de 45o (preferentemente de 90o) con respecto al ángulo de la estratificación. En este tipo de formaciones, los bordos y el espaciamiento deberán ser reducidos, por lo que se colarán los barrenos con un ángulo que coincida con el de buzamiento de las capas.

5.3.3 Fragmentación El grado de fragmentación deseado dependerá del uso final que se le dé al producto minado. En minería a cielo abierto, donde uno o varios minerales pueden obtenerse de una misma matriz, generalmente es deseable lograr la máxima fragmentación permisible. En las canteras productoras de materiales de construcción, la roca será clasificada por tamaños según su uso específico, por lo que resultará indeseable, caro y poco práctico producir porcentajes significativos de fragmentos menores de 2 pulgadas. El grado de fragmentación requerido está también relacionado con el tipo y tamaño del equipo de cargado y con el tamaño y tipo de quebradoras que se tengan disponibles. Obviamente, palas, cargadores frontales y quebradoras de grandes dimensiones, podrán manejar tamaños de fragmentación mayores, mejor que unidades de dimensiones más pequeñas. De cualquier manera, la economía que se puede alcanzar produciendo grandes fragmentos, deberá ser estimada y medida, comparándola contra los costos de mantenimiento adicional que requerirán los equipos, así como la reducción en producción que resultará del material pobremente fragmentado. Los grandes equipos de cargado y trituración están diseñados para manejar material fragmentado a un tamaño mayor. Es un concepto equivocado muy frecuente el incrementar bordos y espaciamiento entre barrenos, debido a la adquisición de nuevo equipo de cargado de mayor capacidad. Con frecuencia un incremento en el factor de carga de los explosivos mejora substancialmente la fragmentación, a grado tal que se compensará el costo adicional de los detonantes y de la mano de obra, con la consecuente reducción en los costos de mantenimiento de equipo y aumento en la producción. Toda operación minera posee características tales como: 1. Costos fijos que no varían apreciablemente con la producción.

331

CAPÍTULO 5

2. Costos de operación incrementables que varían directamente con la producción. El costo incremental de cada fase de producción deberá balancearse uno con otro para dar como resultado el costo por tonelada de producto terminado. Por lo tanto, un incremento en los costos de perforación y voladura deberá equilibrarse con la utilidad que se obtendrá del incremento en producción por concepto de mejoras en la etapa de fragmentación primaria o de voladuras.

5.3.4 Diámetro y profundidad de barrenación La selección del diámetro de barrenación generalmente dependerá de la geología de la(s) formación(es), del tamaño de fragmentación requerida, de la altura del banco y de la economía del conjunto en relación con la inversión inicial y con los costos de operación. La geología estructural de la formación es quizá el factor de más peso en la selección del diámetro del barreno, debido a que es el único factor en el diseño total de la voladura que no podrá ser modificado, por lo tanto, dicha selección deberá ser compatible con las características geológico-estructurales del depósito. El método de operación y la selección del equipo serán determinados en función de la fragmentación requerida, la cual se obtendrá a partir de la determinación del diámetro de barrenación. La altura del banco puede ser determinada en función de los espesores de la formación; sin embargo, dado que la gran mayoría de las formaciones por minar exceden los límites prácticos de espesor operable, los factores determinantes en la selección de esta variable serán el tamaño de los equipos de cargado (alcance de las "plumas" o "aguilones" de las palas o de los brazos de los cargadores frontales) y los límites de seguridad recomendados. La estabilidad de los taludes formados en los bancos de explotación es el factor de control de mayor seguridad en la selección del tamaño de la cara, el que se deberá determinar por estudios profundos de mecánica de rocas, llevados a efecto tanto en campo como en laboratorio. El uso de un diseño adecuado de voladura dará como resultado el aprovechamiento máximo de la estabilidad inherente de la formación. Sin embargo, no se podrá alterar la estabilidad de las rocas más allá de sus límites inherentes.

332


El costo de los explosivos requeridos para fracturar una tonelada de roca no se afecta apreciablemente por la selección del diámetro de barrenación; sin embargo, la economía total de los costos de perforación, sí son afectados por la selección del diámetro de barrenación. En formaciones masivas de gran dureza, el factor más importante por considerar será la distribución del explosivo a lo largo del área de voladura. Barrenos de 3½ a 5 pulgadas de diámetro con espaciamiento de 8 a 12 pies darán como resultado una mejor distribución del explosivo y un mejor tamaño de fragmentación, comparado con barrenos de 7 a 9 pulgadas de diámetro y espaciamientos que varíen entre 17 y 25 pies, aunque la relación de explosivos por tonelada de roca producida se mantenga igual. Por lo anterior, nuevamente resulta obvio que el diseño final de la voladura dependerá de la geología de la formación.

5.3.5 Diseño de la voladura Si se examina el mecanismo de fracturación de la roca por efecto de una detonación con explosivos, se observará que al detonar el explosivo dentro del barreno, se produce en la roca una onda de choque. La magnitud y forma de movimiento de esta onda (la cual se mueve muy rápidamente en varios puntos de la roca) depende de factores diversos, tales como: 1. 2. 3. 4. 5. 6. 7.

Tipo de explosivo. Tipo de roca. Longitud de la columna de explosivo en relación con el diámetro del barreno. Distancia al bordo. Espaciamiento entre barrenos. Número de puntos de cebado. Relación de la velocidad de detonación a velocidad de propagación de la onda en la roca.

Es importante considerar que estas ondas se propagan muy rápidamente dentro del macizo rocoso, alcanzando velocidades que van de 10,000 a 20,000 pies por segundo, que dependen del tipo de roca. La onda de propagación en rocas duras viaja más rápidamente que en formaciones de rocas blandas. La mayoría de las fracturas producidas son de tipo radial y están asociadas con la propagación de las ondas de choque. El fisuramiento en la frente, ocasionado por las ondas de tensión reflejada, produce muy pocas fracturas con la distancia al bordo que normalmente se utiliza en las condiciones de campo, por lo que resulta lógico que los planos de fractura inherentes de la formación, sean un factor importante para determinar la plantilla de barrenación más adecuada para la voladura. Si los planos de fractura están muy espaciados, las fracturas radiales (producto de la propagación de las ondas de choque promovidas por la expansión de los gases explosivos), serán disipadas dentro del macizo rocoso, dado que nunca

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alcanzarán dichos planos de fractura, dando como resultado una fragmentación pobre y deficiente. Bajo las condiciones anteriores el bordo y el espaciamiento entre barrenos deberá reducirse. Si los planos de fractura están más cercanos entre sí, la roca podrá quebrarse más fácilmente usando diámetros de barrenación mayores. Se vuelve aparente entonces, el que muchas formaciones rocosas podrán quebrarse básicamente por movimiento, cuando los planos de fractura inherentes están finamente divididos. Las fracturas radiales producidas viajan a velocidades que varían de 0.15 a 0.4 veces la velocidad de las ondas de choque. Esto significa que las fracturas pueden estar viajando a 8,000 pies por segundo (0.4 × 20,000 pies/segundo) en rocas densas y competentes. En rocas con baja velocidad de propagación de onda, las fracturas desarrollan velocidades de 1,500 a 4,000 pies/segundo. En resumen, las fracturas radiales viajan a una velocidad de 1.5 a 8 pies/milisegundo; por lo tanto, las fracturas iniciales quedan perfectamente bien definidas en unos cuantos milisegundos, dependiendo del tipo de diseño de la plantilla de barrenación. Estudios sobre el mecanismo del movimiento de las rocas en canteras han demostrado que el tiempo inicial en el movimiento de la frente dependerá grandemente de la distancia al bordo. Por ejemplo, cuando se utilizan bordos de 8-20 pies, el movimiento inicial ocurrirá en menos de 15 milisegundos. La red de fracturas se establece y el movimiento de roca en la frente empieza en un período de tiempo (después de la detonación), aproximadamente igual a un milisegundo por pie de bordo, por lo que la común expresión de un milisegundo por pie de bordo es una regla empírica razonablemente confiable. El proceso de la fragmentación de la roca ocurre en un tiempo relativamente corto (5 a 15 milisegundos). El proceso de movimiento, sin embargo, es completamente diferente. Mediciones en canteras han demostrado que la roca quebrada se mueve a velocidades relativamente lentas, del orden de 50 a 100 pies/segundo, en tanto que la mayor parte del proceso de fragmentación se completa en unos cuantos milisegundos. A una velocidad de 50-100 pies/segundo, la roca quebrada se mueve sólo de 0.5 a 1 pie en 10 milisegundos. Este largo tiempo de movimiento juega un papel significativo en el diseño de la voladura para obtener la fragmentación adecuada.

5.3.6. Plantillas de barrenación Existen muchos tipos de plantillas de barrenación, dentro de las cuales las que se usan con más frecuencia son: a) la reticular, b) la rectangular y c) al tresbolillo.

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La plantilla reticular (figura 5.20) tiene las mismas dimensiones en espaciamiento y bordo, para formar una retícula de lados iguales. Los barrenos de cada una de las filas, están alineados directamente con los barrenos de la fila de enfrente. En la plantilla rectangular (figura 5.21), la dimensión menor se tiene en el bordo y la mayor en el espaciamiento, de tal forma que los barrenos de cada fila queden también alineados detrás de los barrenos de la filas de enfrente.

FIGURA 5.20 Plantilla de barrenación tipo reticular

FIGURA 5.21 Plantilla de barrenación tipo rectangular

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FIGURA 5.22 Plantilla de barrenación al tresbolillo

La plantilla "al tresbolillo" (figura 5.22) puede tener un dimensionamiento semejante al de la plantilla rectangular, sin embargo, es usual dar una distancia menor en el bordo y mayor en el espaciamiento. Los barrenos deberán perforarse en filas alternadas, de tal manera que los barrenos de la fila posterior queden alineados a la mitad de los de la fila anterior. El tresbolillo generalmente requiere de barrenos adicionales o "de empuje" para lograr un banco con aristas uniformes en los extremos. Algunas de las "salidas" más comunes para los diseños de plantillas de voladuras a cielo abierto, se encuentran ilustradas en los siguientes diagramas:

336


FIGURA 5.23a Diferentes tipos de "salidas" en barrenaciones a cielo abierto

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FIGURA 5.23b Diferentes tipos de "salidas" en barrenaciones a cielo abierto

5.3.7 Nomenclatura de elementos de un banco a cielo abierto

Donde

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B Bs Bi J C T

L H d S Sl

Bordo (burden). Distancia medida del centro del barreno de la primera línea a la orilla de la cara libre. Bordo superior. Se considera la "cresta" del banco. Bordo inferior. Se considera la "pata" del banco. Sub-barrenación. Es la porción que se debe perforar más allá del piso del banco. Carga de columna. Porción que se carga con agentes explosivos (ANFO). Taco (stemming). Porción superior del barreno que después de cargar la columna, se debe de rellenar con material no explosivo (usualmente detritos de barrenación). Altura efectiva del banco. Longitud total de barrenación. Diámetro de barrenación. Espaciamiento entre barrenos localizados en una misma línea. Distancia o espaciamiento entre líneas.

5.3.8 Fórmulas empíricas para el diseño de barrenaciones en operaciones a cielo abierto Existen cinco fórmulas o relaciones para el diseño de rondas de barrenación usando perforaciones verticales, aplicables a todo tipo de diseño de bancos. Estas fórmulas, también conocidas como "Relaciones de Ash", son las que a continuación se enuncian. D  B = Kb  e   12 

(1)

S = K s (B )

(2)

H = K h (B )

(3)

J = K j (B )

(4)

T = K t (B)

(5)

donde Kb Ks Kh Kj

Relación de bordo (pies) Relación de espaciamiento (pies) Relación de longitud de barrenación (pies) Relación de sub-barrenación (pies)

339

CAPÍTULO 5

Kt De

Relación de taco (pies) Diámetro de barrenación (pulgadas)

Utilizando la fórmula adecuada se pueden llegar a calcular los parámetros desconocidos, tales como bordo, espaciamiento, longitud de barrenación, longitud de sub-barrenación, longitud del taco y longitud total de barrenación.

5.3.8.1 Cálculo del bordo El bordo puede ser calculado a partir de la ecuación 1, usando un tipo de explosivo conocido. Se podrán utilizar diferentes valores de Kb para diferentes tipos de roca con una densidad no mayor de 2.7 g/cm3. Si la roca posee una densidad mayor a la indicada, se podrán hacer ajustes al valor de Kb, por lo que para el cálculo del bordo se pueden emplear cualquiera de los siguientes valores:

K b = 30 K b = 25

para condiciones promedio

para explosivos de baja densidad

K b = 35

para explosivos de alta densidad

5.3.8.2 Cálculo del espaciamiento

El espaciamiento se podrá calcular a partir de la ecuación 2. Para la iniciación de barrenos simultáneos colocados en la misma hilera, los valores de Ks podrán variar entre 1.8 y 2.0. Los patrones con retardadores deberán tener preferencia sobre patrones de barrenación que contemplen la carga explosiva distribuida en todas sus líneas, para una detonación simultánea. Un valor de 3 ó 4 para Ks, podrá ser usado bajo condiciones favorables para cargas iniciadas simultáneamente, a diferencia del límite comúnmente aceptado de Ks = 2.0 para cargas retardadas. S = (B )(H ) S = 2 (B )

cuando cuando

S = K s = K s (1.4 )(B )

340

2B ≤ H ≤ 4B 4B ≤ H

(6) (7)


NOTA:

Ks necesitará ser ajustada entre los valores de 1.0 y 1.2 hasta alcanzar las condiciones locales.

5.3.8.3 Cálculo de la longitud de barrenación

Este parámetro puede ser obtenido a partir de la ecuación 3. En la práctica, el valor de Kh puede variar de 1.5 a 4.0, teniendo como valor promedio Kh = 2.6 en la mayoría de los casos. Cuando el valor de Kh es mayor de 4.0, se pueden tener problemas que resultan en bancos con pisos disparejos, sobre todo cuando se utiliza una sola carga de fondo (primer). 5.3.8.4 Cálculo de la sub-barrenación

La relación 4 es la que se deberá utilizar para esta determinación. El valor de Kj no deberá ser menor de 0.2; con un valor de 0.3 como el más adecuado para asegurar una "salida" completa de la cara y una buena nivelación en piso del banco, evitando con ello "problemas de pata".

5.3.8.5 Cálculo del taco

A partir de la ecuación 5 se calcula el "taco", el cual se define como el espacio que existe entre la carga de columna y la boca del barreno. Este espacio se debe llenar con material inerte no explosivo (normalmente se usan los detritos producto de la barrenación). La función del material de taqueo es la de ayudar a reducir el "golpe de aire" durante el proceso de detonación, permitiendo además confinar en el barreno los gases que se generan, de tal manera que éstos puedan efectuar su trabajo de expansión, como lo explica la "Teoría de Expansión de los Gases".

5.3.8.6 Aplicación de las fórmulas de Ash EJEMPLO 5.1

Diseñar una ronda de barrenación para un banco de 50 pies de altura, utilizando barrenos de 9 pulgadas de diámetro, en condiciones estándar. Constantes Kb Ks Kh Kj

× Prom. 30.00 1.40 2.60 0.30

[a-b] 22-37 1.2-1.8 1.5-5.0 0.2-0.5

× Máxima 14.0-49.0 1.00-2.00 1.00-12.0 0.8

341

CAPÍTULO 5

Kt

0.65

0.3-0.9

0.25-1.26

SOLUCIÓN:

Aplicando las relaciones de Ash: (1) B = K b ( De /12 )= 30 (9/12 )= 22.50 ⇒ B = 22.50 pies (2) S = K s (B) = 1.40(22.50 ) = 31.50 ⇒ S = 31.50 pies

(3) H = K h (B) = 2.60(22.50 ) = 58.50 ⇒ H = 58.50 pies (4) J = K j (B) = 0.30(22.50 ) = 6.75 ⇒ J = 6.75 pies (5) T = K t (B) = 0.65(22.50 ) = 14.62 ⇒ T = 14.62 pies Con los resultados obtenidos se procederá a representar los valores en el croquis esquemático que se muestra en la figura 5.24.

FIGURA 5.24 Diseño de una plantilla de barrenación, mediante el empleo de las fórmulas de Ash

342


5.3.9 Aplicación del nomograma de Langefors y Kihlström, en el diseño de plantillas de barrenación a tajo abierto

Este nomograma fue diseñado en Suecia por los ingenieros Langefors y Kihlström, para facilitar los diseños en las plantillas de barrenación en operaciones superficiales. Estima variables de operación, tales como: ∫b P S c

Concentración de la carga (kg/m o lb/pie) Grado de compactación del explosivo (kg/dm3 ó lb/pie3) Potencia en peso del explosivo (adimensional) Factor de roca (kg/m3)

5.3.9.1 Parámetros para voladuras con explosivos

Grado de compactación (P) Es una medida de la compactación con la cual el explosivo es empaquetado dentro del barreno. La tabla 5.2 proporciona los factores (P) para varios y diferentes métodos de cargado. Potencia en peso del explosivo (S) Es un medio de designar la potencia de un explosivo, comparado con un estándar. El explosivo estándar fue originalmente la dinamita de bajo punto de congelación, usada extensamente en Suecia. La potencia en peso de esta dinamita se asumía como 1.0. Las comparaciones también consideran la energía del explosivo (Q), y el producto del volumen de gases (Vg), el cual en nuestros días puede ser calculado con toda precisión. La potencia en peso puede ser calculada de la siguiente manera: s=

5(Q ) 6(Qo )

+

1(V g )

( )

6 V go

donde los valores Qo y Vg son para la dinamita tomada como estándar o

Q o = 5.00 MJ/kg (1.195 kcal/kg ) 3 V g o = 0.850 m /kg

343

CAPÍTULO 5

.

Nomograma de Langefors y Kihlstrom

La potencia en peso para diferentes explosivos se registra en la tabla 5.2.

344


Factor de roca (c) Es un factor que representa la facilidad o dificultad con que la roca se rompe. Incluye variables como resistencia, características elásticas, fractura, crucero, etc., las cuales se determinan en un laboratorio de mecánica de rocas, para cada caso en particular. El factor de roca promedio bajo condiciones estándar se considera de c = 0.4 kg/m3. En esencia, cuando se estima que la roca es "fracturable", el factor puede bajar hasta c = 0.2 kg/m3; y para rocas de difícil fracturamiento, el factor puede llegar a alcanzar valores de hasta 1.4.

TABLA 5.2 Factores de potencia y compactación para explosivos

Explosivo

Presentación

ANFO

Perlas

Potencia en peso (S) (ANFO=0.87) 0.87

ANFO

Polvo

0.78

Insuflado

1.15

0.95

SLURRY

Lodos

1.00

Bombeada

1.50

1.50

Lodos

0.83

Bombeada

1.20

1.00

Bolsa de plástico

0.83

Atacada a mano 0.8 neumática 1.15

0.7-1.0

Cartuchos de plástico

1.00

Atacada mano 1.0-1.3 Neumática 1.3-1.6

1.0-1.3

Cartuchos de papel

0.83

Atacada mano 1.0-1.3 Neumática 1.3-1.6

1.3-1.6

(alta densidad) SLURRY

(baja densidad) GELATINA

(al 40%) DINAMITA

(al 80%) DINAMITA

(al 40%)

Grado de compactación (P) (kg/dm3, gm/cm3) Vaciado 0.9 Insuflado 1.2

Potencia por unidad de volumen (P. S.) 0.80

Ejemplos de aplicación de los nomogramas

345

CAPÍTULO 5

EJEMPLO 5.2

Calcular una ronda de barrenación empleando barrenos con las siguientes características: diámetro de barrenación = 75 mm; P = 1.45 ; c = 0.4; S = 1.0; N > 4 barrenos disparados simultáneamente. Se requiere calcular: a) Bordo máximo para las condiciones dadas. b) Bordo máximo para un factor de roca c = 0.3 c) Bordo máximo para un factor de roca c = 0.2 Metodología: En el nomograma se localiza en la escala correspondiente al diámetro de barrenación, el diámetro del barreno proporcionado como dato. Se traza verticalmente una línea hasta intersectar el valor de la gráfica (P)(S) calculada; se cruza horizontalmente al lado derecho del nomograma, hasta intersectar la línea del factor de roca proporcionado como dato; de esta intersección se baja verticalmente hasta cruzar la línea en la escala de los bordos. El valor que ahí se lea será el que corresponda al bordo máximo. SOLUCIÓN

a) Bordo máximo para c = 0.4 > B = 3.40 m b) Bordo máximo para c = 0.3 > B = 3.90 m c) Bordo máximo para c = 0.2 > B = 4.80 m EJEMPLO 5.3

Para un factor de roca c = 0.4 y un bordo B = 3.9 m se requiere determinar por medio del nomograma de Langefors: a) La carga concentrada de fondo, si S=1.0 y P=1.0 b) La carga concentrada de fondo, si se emplea ANFO en forma de perlas con una densidad de 0.9 c) Diámetro de barrenación requerido en el inciso b) d) El diámetro de barrenación requerido, si el explosivo por emplear es una dinamita gelatinizada con S=1.0 y P=1.5 SOLUCIÓN:

346


Consultando el nomograma y siguiendo los procedimientos correspondientes, se llega a los siguientes resultados: a) ∫ b = 5.3 lb/pie ó 8.0 kg/m b) b = (5.3) (0.9) = 4.77 lb/pie ó 7.1 kg/m c) d = 4.0" ó 100 mm d) d = 3-3/8" ó 85 mm (para fines prácticos: d = 3½" ó 87.5 mm)

EJEMPLO 5.4

Diseñar una ronda de barrenación con barrenos de 40 mm de diámetro; S=1.0; c=0.4; P=1.1; calculando: a) Carga concentrada de fondo y bordo máximo b) Carga concentrada de fondo, con P=1.6 y bordo máximo c) Para un espaciamiento de E/B=1.25 y altura de banco L=3(B), calcular el volumen de roca fragmentada por metro lineal de barreno para cada uno de los incisos a) y b). Asuma que N>4 barrenos disparados simultáneamente. SOLUCIÓN

Consultando el nomograma de Langefors se llega a los siguientes resultados: a) ∫ b = 1.8 kg/m B = 1.70 m

b) ∫ b = 2.0 kg/m B = 1.95 m

c) Para E = 1.25(B) y L = 3(B):

Longitud total de barrenación: H = L + J Donde L = 3(B) y J = 0.3(B) Sustituyendo: H = 3(B) + J H = 3(B) + 0.3(B)

347

CAPÍTULO 5

H = 3.3 (B) Para las condiciones de a): B = 1.70 m y V = (L)(E)(B) H = 3.3(B) = 3.3 (1.70) H = 5.61 m V = [3(B)][1.25(B)](B) V = (3)1.25(B)3 V = 3.75(B)3 Volumen por barreno = 3.75 (1.70)3 = 18.42 m3 V 18.42 Volumen por metro barrenado = = = 3.28 m3 5.61 H

Para las condiciones de b): B = 1.95 m y V = (L)(E)(B) H = 3.3(B) = 3.3 (1.95) H = 6.43 m Volumen por barreno = 3.75 (1.95)3 = 27.80 m3 27.80 V Volumen por metro barrenado = = = 4.32 m3 6.43 H

EJEMPLO 5.5

Producir 30,000 tpd de un mineral con una densidad δ = 2.8 g/cm3. Con las condiciones de a) y b) del ejemplo anterior, ¿cuántos barrenos se requieren para proporcionar la producción requerida? Para condiciones de a): T = (V) (δ);

V = T/δ

30,000 = 10,714.286 m 3 2.8 10,715.29 No. barrenos = = 582 barrenos 18.42 Para condiciones de b): V=

348


T = (V)(δ) T/δ; V = T/δ 30,000 V= = 10,714.286 m 3 2.8 Volumen total No. barrenos = Volumen por barreno No. barrenos =

10,715

= 386 barrenos

27.80

5.4 Diseño de plantillas de barrenación en operaciones subterráneas. Tiros, frentes, pozos y contrapozos Existe una gran variedad de diseños de cuñas y plantillas de barrenación que se utilizan habitualmente para llevar a cabo obras verticales, horizontales e inclinadas en los trabajos de desarrollo de cuerpos mineralizados subterráneos. Los trabajos de desarrollo en las minas se caracterizan por ser operaciones con una sola cara libre disponible para el movimiento del material por fragmentar. Los cañones, frentes, niveles y socavones, en general poseen un área muy pequeña en su sección transversal (con relación a la del cuerpo), que se traducen en condiciones de severa restricción de espacio para la voladura. El procedimiento más difícil, pero a la vez el más importante en el avance lineal de una obra horizontal, será el de realizar una abertura en la cara sólida del terreno, de tal manera que produzca un hueco, segunda cara libre o plano de alivio, tan profundo como resulte práctico, eficiente y económico en el avance de una sola ronda de barrenación. Este segundo plano de alivio se denominará en la jerga minera como "cuña". Así pues, la cuña tendrá como función principal el quebrar y evacuar la roca detonada para crear un hueco de alivio. Para lograr un diseño eficiente en la cuña, de acuerdo con las condiciones particulares de cada roca, existe un gran número de ellos donde escoger. La cuña representa la parte más importante en el diseño de cualquier voladura, dado que el resto de los barrenos que conforman la plantilla no podrán "romper" eficientemente, a menos que la cuña haya sido bien removida de la cara de ataque.

5.4.1 Diseños de barrenación en obras horizontales

Las barrenaciones en obras horizontales se utilizan para construir túneles de acceso, cañones, cruceros, socavones, niveles, etc., con trayectorias dirigidas hacia un cuerpo mineralizado o para cru-

349

CAPÍTULO 5

zar a través de él. Este tipo de obras presentan variantes de acuerdo con la forma y tamaño del área de la sección transversal; y ésta dependerá del uso y tipo de actividad que se le vaya a asignar, entre los cuales se pueden mencionar: a) vía de acarreo para mineral, b) ducto de ventilación, c) acceso a la mina, etc. En general, estas obras mineras subterráneas son de dimensiones sensiblemente menores que los grandes túneles carreteros o ferroviarios, por lo que su cuele reúne características diferentes. Al barrenar una galería minera subterránea se le denominará generalmente con el nombre de la "cuña" que se emplee para tal fin. Así, se tendrán galerías de cuña quemada, galerías en "V" etc. En cuanto al diseño total de la ronda, éste se regirá por el mismo criterio general y principios que se han venido mencionando a lo largo de este capítulo; es decir, que la cuña deberá "romper" y remover completamente el material que le corresponde, creando un espacio de expansión o alivio suficiente, como para permitir que los barrenos restantes de la plantilla puedan ser disparados secuencialmente "rompiendo" hacia la cara libre. La figura 5.10 hace referencia a los diferentes nombres con que se designan los barrenos de una ronda completa, en función de su posición en la frente.

5.4.1.1 Diseños de barrenación en frentes

El diseño de las barrenaciones para voladuras con explosivos en frentes, dependerá de factores diversos tales como: a) uso al que se vaya a destinar la obra; b) área de la sección transversal requerida; c) factores geológico-estructurales de la zona; d) tamaño y tipo de equipo disponible tanto para perforación como para acarreo y e) experiencia y habilidad de los operadores mineros responsables del cuele de la obra. a) Uso de la obra. b) Tamaño de la sección Cuando las frentes se desarrollen sobre material estéril, será permisible colar la obra con la sección más pequeña posible, siempre y cuando sea compatible con los requerimientos mínimos para una buena ventilación y un acarreo sin problemas de estrechez. Si el desarrollo se está llevando a cabo sobre mineral comercial, se podrá ampliar el área de la sección con objeto de aprovechar al máximo la producción de mineral rico y bajar los costos de desarrollo, que dicho sea de paso, son los más altos debido a que el cuele de una obra "ciega" implica mayor consumo de materiales y mano de obra.

c) Factores geológico-estructurales

350


Resulta obvio que un factor de suma importancia lo constituye el tipo de roca sobre el cual se pretende trabajar. En un gran porcentaje de obras, la calidad y cualidades de la roca determinarán el tamaño y forma de la sección transversal. Si la roca es lo suficientemente consistente como para autosoportarse sin una cantidad excesiva de ademes artificiales, el diseño de la sección permitirá una geometría rectangular. Si por el contrario, la roca presenta problemas estructurales medianamente severos, se requerirá del cuele de una galería con techo abovedado, lo que de acuerdo con las leyes de diseño estructural, ayudará en cierta medida a que los esfuerzos compresivos del macizo rocoso se transmitan a las paredes de la obra, a través de la bóveda del "cielo", permitiendo un mejor control en la estabilidad de la obra. En casos muy severos se podrán "abovedar" también las paredes, dando a la sección una geometría cercana al círculo o a una herradura, ayudando si es necesario con cualquier tipo de estructura de soporte artificial. Los estratos con planos horizontales en un yacimiento pueden ser un factor muy importante para el diseño de la voladura, ya que con cierta frecuencia estos planos pueden ser utilizados como una cara de alivio, reduciendo o suprimiendo los barrenos de la "cuña", con el consecuente ahorro de explosivos y mano de obra. En otros casos, estos estratos pueden causar problemas de estabilidad, debido a que en terrenos "pesados" se convierten en planos de ruptura, en cuyo caso, se debe entonces recurrir a soluciones como las que se mencionaron arriba. d) Barrenación y rezagado El diámetro de barrenación determinará la cantidad de explosivo que podrá ser "cargado" dentro del barreno y, en función de ello y de las características físicas y estructurales de la roca, se determinará la cantidad de material que será fragmentado durante el proceso de detonación. La estimación de la cantidad de roca fragmentada que produce un barreno es de gran utilidad en la determinación del volumen total producido por la ronda completa, lo que permitirá a su vez, realizar los cálculos económicos de producción y predecir las necesidades de materiales, explosivos y mano de obra en la planeación de las operaciones a corto, mediano y largo plazo. En algunos tipos de formaciones geológicas, el problema más crítico de la operación de voladura es el de calcular adecuadamente las cargas explosivas para lograr que el barreno cargado detone completamente, sin dejar "chocololones" que produzcan "problemas de pata" o pisos irregulares en los bancos detonados. Por tanto, entre más grande sea el diámetro de barrenación, mayor será la cantidad de explosivos que puedan alojarse dentro de él. En general, salvo algunas excepciones, el explosivo de mayor potencia se coloca en el fondo del barreno, con objeto de proporcionar la

351

CAPÍTULO 5

mayor fuerza detonante en el piso del banco, obteniendo de esta manera pisos y, en lo posible, caras planas y tersas. Ésta es la razón por lo que a la carga de mayor potencia se le denomina carga de fondo y a los explosivos complementarios (usualmente un agente explosivo tipo ANFO), se les conoce con el nombre de carga de columna. Con barrenos de gran diámetro se podrá reducir el número de éstos en la plantilla, disminuyendo también el tiempo total de perforación. La selección del diámetro de barrenación deberá ser evaluada detenidamente en función del tipo de roca por trabajar, en virtud de que el tiempo de perforación es uno de los renglones más caros en minería, por lo que esta consideración será de gran importancia. El diámetro del barreno debe permitir la adecuada distribución de los explosivos dentro de él para que se pueda producir la fragmentación requerida. En la mayoría de las formaciones esto no representa mayor problema, dado que puede ser controlado mediante el tipo específico de explosivo que se utilice. e) Cantidad de barrenos por frente En la actualidad todavía no se conoce un método de cálculo confiable que, con fines prácticos, pueda llenar con exactitud los requerimientos del material explosivo que deba ser utilizado en las operaciones mineras bajo cualquier condición. Por esta razón, la determinación del número de barrenos y su adecuado espaciamiento se fundamenta ampliamente en la experiencia y prueba. Para barrenos de 1¼ a 15/8 de pulgada, los espaciamientos típicamente varían entre 18 y 24 pulgadas, dependiendo de la calidad de la roca y de los explosivos utilizados. Con barrenos de 13/4 a 2 pulgadas, el espaciamiento deberá ser mayor, comúnmente de 24 a 36 pulgadas (2 a 3 pies). Los explosivos generalmente se deben cargar hasta casi llenar el barreno, dejando vacía una porción de 2 a 3 pies, lo que equivale a una distancia casi igual al espaciamiento entre barrenos. La iniciación de barrenos en obras "ciegas" horizontales generalmente se realiza con cañuelaestopín o con estopines eléctricos de retardo, secuenciando el disparo de manera conveniente. EJEMPLO 5.5

Se desea perforar una cuña de dos barrenos angulados en forma de "V" de 16 pies de profundidad barrenación efectiva de 17.9 pies. La separación entre cuñas es de 4 pies y forman un ángulo de 45o (triángulo equilátero). Se usarán barrenos de 2 pulgadas de diámetro. Como explosivo se usará un hidrogel de alta densidad cargado hasta 3 pies antes del cuello de cada barreno. El volumen de roca contenido dentro de los barrenos angulados es de:

352


V=

(b)(h) (16)(16) (S ) = (4) = 512 pies3 2 2

pero si : 1 yd3 = 27 pies3 ;

512 pies3 = 18.96 yd3

entonces: V = 18.96 yd3 Si el trabajo se realiza en roca caliza con densidad de 2.23 toneladas/yardas3, se obtiene un tonelaje de: T = (2.23) (18.96) = 42.28 toneladas En un barreno de 2 pulgadas de diámetro, el explosivo se podrá cargar a razón de 1.5 libras/pie, por lo que si se dejan 3 pies de cuello libres, la longitud total del barreno cargado equivaldría a 14.9 pies. explosivo/barreno = (14.9 pies) (1.5 libras/pie) = 22.30 libras

Usando 4 barrenos angulados en la cuña, el total de explosivos será: explosivo dentro de la cuña = (4) (22.3) = 89.20 libras factor de carga = 42.28 ton/89.2 lbs = 0.470 toneladas/libras de explosivo

5.4.2 Barrenación en contrapozos

Los contrapozos son obras sensiblemente verticales con inclinaciones a uno u otro lado. Se desarrollan en forma vertical ascendente y sirven para conectar niveles, para desarrollar rebajes, para brindar acceso a las áreas de explotación, para vías de ventilación, para caminos "escalereados", para "chorreaderos" de mineral (o ductos de extracción del mineral), etc. Los contrapozos constituyen las obras mineras subterráneas más útiles y versátiles. Varían notablemente en forma y dimensiones, de acuerdo con el tipo de trabajo al que se destinarán, del tamaño y tipo de mina y del equipo disponible para su cuele.

353

CAPÍTULO 5

Los avances tecnológicos en el desarrollo de máquinas de perforación en los años recientes, han dado como resultado la posibilidad de colar contrapozos aun en rocas extremadamente duras y en tiempos notablemente más cortos, lo que se traduce en ahorros substanciales en costos de operación y aumento en productividad. Entre los desarrollos tecnológicos más recientes en materia de equipos de perforación, se puede mencionar las máquinas contrapoceras desarrolladas originalmente por la firma norteamericana "Robbins". Estas contrapoceras cuelan obras perfectamente cilíndricas empleando la técnica de "rimado del barreno guía", el cual se vacía previamente por los medios convencionales (de arriba hacia abajo), para que una vez comunicado en el nivel inferior, se acople a la tubería del barreno guía una "cabeza rimadora" que ensanchará el barreno original (4 a 6 pulgadas), a diámetros que variarán entre 4 y 8 pies. El rimado se realiza en forma ascendente, invirtiendo la acción de la máquina que originalmente "empujó" para colar el barreno guía y ahora "jalará" la cabeza rimadora en su acción ascendente. También se han desarrollado nuevas perforadoras de percusión que pueden colar en forma precisa, barrenos profundos de más de 7 pulgadas de diámetro con muy poca o nula desviación. Mediante el empleo de estas máquinas, se podrá barrenar y cargar el contrapozo desde el nivel superior, eliminando con ello, la larga exposición del personal y del equipo dentro del contrapozo en desarrollo. Mediante la técnica de barrenación larga, los barrenos se podrán cebar y cargar a profundidades determinadas por el avance del cuele, taponando el fondo de los barrenos con trozos de madera o con tapones de plástico diseñados para tal fin, con objeto de retener los explosivos en el "fondo artificial" que se deslizarán desde arriba. Poco éxito se ha tenido perforando uno o dos barrenos de alivio de diámetro grande y disparando varios cortes mediante el uso de tacos intermedios. Se deberá tener cuidados extremos al tratar de emplear este método, adicionando una cantidad suficiente de "taco" entre cada carga, de tal forma que el explosivo no sea "succionado" fuera del barreno por efecto del disparo anterior. Lo descrito proporcionará también suficiente tiempo de retardo entre la activación de las cargas, así como espacio suficiente para recibir la rezaga. De no seguir los pasos sugeridos se corre el riesgo de que el contrapozo se "congele", produciéndose una situación altamente peligrosa. A pesar de los grandes avances tecnológicos que se han mencionado, muchos contrapozos aún se siguen perforando con los métodos "tradicionales", es decir, se perforan barrenos verticales ascendentes y se disparan en secciones cortas que van de cuatro a seis pies de avance, levantando la rezaga que se recibe en el nivel inferior. Los problemas particulares incluyen la perforación y cargado de los barrenos desde una plataforma temporal llamada comúnmente tapanco, la cual tiene que ser armada y desarmada antes y después de cada disparo de avance. Esta técnica presenta problemas de seguridad si se tiene material suelto después de una "tronada",

354


dado que dicho material se podrá desprender espontáneamente y caer sobre los operadores que se encuentran trabajando en un espacio muy reducido. El problema de los caídos se puede resolver en buena medida, con la precaución de "amacizar" los fragmentos semisueltos después de cada disparo. La faena de amacice se debe realizar con el máximo de cuidado, empleando para ello barras largas de acero de desecho especialmente aguzadas para tal fin. La ventilación de la obra debe ser forzada, debido a que por naturaleza la obra es ciega. Después de cada voladura se debe ventilar perfectamente para desalojar y diluir los gases de la detonación. Dependiendo de su uso, los contrapozos generalmente se cuelan con secciones lo más pequeñas posible. Por tal razón, el área de trabajo resulta muy reducida y rara vez hay oportunidad de utilizar cuñas en "V" o piramidales; por tanto, las plantillas de barrenación usualmente utilizan cuñas quemadas o cuñas de martillo, tal y como se muestra en la figura 5.25. Cuando se requiere de un contrapozo de grandes dimensiones, el método sugerido será el de colar un contrapozo "piloto" de dimensiones estándar, para después ampliarlo "por desborde" hasta alcanzar las dimensiones finales requeridas.

FIGURA 5.25 Barrenación de contrapozo usando cuña quemada (DuPont, 1983)

355

CAPÍTULO 5

5.4.2.1 Diseño de la barrenación

El principio de barrenación en galerías y socavones es aplicable también a los contrapozos. La cuña (generalmente quemada o de martillo) se perfora cerca del centro de la cara. En contrapozos pequeños, por ejemplo de 4 × 5 pies o similares, los cuatro barrenos de las esquinas representan frecuentemente el resto de la plantilla de barrenación. Una cara cortada limpiamente es mucho más segura que una fracturada e irregular; una cuña perforada adecuadamente resultará de suprema importancia. Si la cuña se perfora unas cuantas pulgadas más profunda y se le proporcionan buenos barrenos de alivio, aumentará la posibilidad de obtener una buena cara, bien cortada y más segura. El rezagado se lleva a cabo de inmediato por gravedad y los operadores podrán regresar a la obra tan pronto como se ventilen las emanaciones tóxicas producto de la detonación previa, se "amacisen" los fragmentos de roca sueltos que representen algún peligro, se limpie la rezaga que queda en el maderamen de soporte y se dimensiones perfectamente la nueva cara antes de proceder con la siguiente barrenación.

5.4.2.2 Explosivos

Son deseables aquellos productos que posean baja producción de gases tóxicos, dadas las características de confinamiento subterráneo de un contrapozo. Los hidrogeles son los explosivos que en la actualidad cumplen satisfactoriamente los requerimientos mínimos en cuanto a emanaciones tóxicas y a potencia se refiere, no obstante, se requerirá de una constante supervisión y de una adecuada ventilación. Un buen explosivo para contrapozos debe "atacarse" adecuadamente en los barrenos verticales colados de abajo hacia arriba, debiendo permanecer en su sitio durante las etapas de cargado y voladura, condición que también satisfacen los hidrogeles. El uso de estopines eléctricos en el cuele de contrapozos resulta ampliamente recomendable comparado con el uso del sistema cañuela-estopín. Los estopines eléctricos de retardo aseguran una voladura más exacta, brindando al personal la facilidad de disparar la ronda, desde un lugar seguro y con el tiempo controlado en forma por demás precisa.

356


5.4.3 Barrenación de tiros y pozos

Los tiros se definen como obras sensiblemente verticales coladas de arriba hacia abajo, que poseen una comunicación al exterior y que comunican con los diferentes niveles principales de la mina. Los pozos también se cuelan verticalmente de arriba a abajo, estableciendo comunicación entre niveles, uno superior con uno inferior, aunque estos últimos no necesariamente tienen que ser principales. Los tiros siempre iniciarán en la superficie natural del terreno, constituyendo el acceso principal a las diferentes secciones de la mina. A través del tiro se realizan los movimientos de personal, materiales, equipos y extracción de mineral. También a través del tiro se proporcionan a la mina los diferentes servicios, tales como aire comprimido, agua, energía eléctrica y el bombeo a superficie de las aguas residuales. En pocas palabras, el tiro constituye la columna vertebral de las operaciones mineras subterráneas que lo requieren. Los pozos, al igual que los contrapozos, cumplen con la función fundamental de comunicar dos niveles, con la diferencia de que los primeros (al igual que los tiros), serán colados de arriba hacia abajo (figura 5.26), mientras que los segundos se colarán en forma ascendente de abajo hacia arriba (siempre y cuando exista un acceso previo en la obra inferior). El principal inconveniente de las obras coladas de arriba hacia abajo será la etapa de rezagado del material fragmentado, la cual se agudizará a medida que la obra se profundice, debido que dicho material necesariamente tendrá que ser desalojado del piso de trabajo y la única posibilidad de extracción será por la parte superior, lo que complica las maniobras, retarda la obra y eleva los costos.

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CAPÍTULO 5

FIGURA 5.26 Plantillas de barrenación en tiros y pozos (DuPont, 1983)

La profundización (o ahonde) de un tiro constituye uno de los trabajos de voladura más difíciles, debido a las siguientes razones: − A medida que la obra avanza, es frecuente encontrar variaciones en la naturaleza y dureza de la roca, razón por la cual, se deberán diseñar diversas plantillas de barrenación para romper eficientemente la roca, tanto en situaciones fáciles como difíciles. − El área de trabajo presenta situaciones poco propicias, dado que generalmente es húmeda, ruidosa y congestionada. − La roca fragmentada debe ser removida desde arriba empleando para ello equipo especial que resulta lento e incapaz de excavar en roca mal fracturada. − El personal que labora en el fondo del tiro se encuentra peligrosamente expuesto a objetos que caigan de arriba, a menos que se encuentren protegidos en contra de estos riesgos.

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Debido a lo anterior, es especialmente importante diseñar una operación de voladura eficiente y segura, lo cual incluye plantillas de barrenación confiables, empleo de explosivos en cantidades adecuadas, sistemas eficientes de iniciación y encendido y las técnicas de voladura más recomendables para cada caso en particular.

5.4.3.1 Diseño de la barrenación

Al igual que en todas las voladuras subterráneas en "obra ciega", la cuña juega un papel de importancia crítica, ya que el éxito de la voladura dependerá de la buena selección de la cuña y del grado de exactitud con que se perfore y se detone. En el caso particular de los tiros y dadas las condiciones tan restrictivas de trabajo durante la profundización, la importancia de una buena selección de la cuña y su posterior ejecución cobra particular interés, tratando de evitar al máximo las fallas de ejecución y de cargado que conduzcan a una detonación "quedada", pobre o nula. Para fines prácticos, se mencionarán algunas de las cuñas más comunes en el cuele y ahonde de tiros y el diseño de las plantillas correspondientes. Cuñas en ángulo Son las más difundidas en los trabajos de profundización. Las cuñas en "V" y las piramidales sólo se usan en la barrenación de tiros con dimensiones particularmente grandes. Al igual que en el caso de las obras horizontales, la cuña deberá perforarse con una profundidad ligeramente mayor que el resto de los barrenos de la plantilla, con objeto de maximizar su habilidad de corte y, en este caso, proporcionar un mayor ahonde en la parte central, de gran utilidad para la recolección de las aguas acumuladas y para la instalación de la bomba de succión. Las desventajas que se pueden mencionar por el uso de este tipo de cuñas, son el hecho de que la roca fracturada dentro de la cuña tiende a quebrar en tamaños mayores que el resto de la barrenación, lo cual dificulta notablemente la tarea de rezagado. Aunado a lo anterior, la roca fragmentada por la cuña en "V" tiende a ser arrojada más lejos, lo cual incrementa la posibilidad de que las rocas lanzadas dañen las instalaciones del tiro durante la voladura. Para obviar estas desventajas, se recomienda emplear cuñas piramidales de pequeñas dimensiones, con objeto de fragmentar mejor la porción central, lo que se traducirá en una operación más eficiente. Fuera del área de la cuña, la plantilla de barrenación puede ser una retícula o una serie de anillos concéntricos, cuyo espaciamiento se determinará por experiencia, pruebas de campo y sobre todo, por el diámetro de barrenación. Con una distancia al bordo menor que el espaciamiento entre anillos, se obtendrán mejores resultados en la fragmentación en particular y en el corte en general.

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CAPÍTULO 5

Cuñas quemadas Las cuñas quemadas podrán ser utilizadas en el ahonde de tiros, siguiendo los principios descritos con anterioridad para la barrenación de frentes y niveles. Sin embargo, en la práctica, las cuñas angulares y piramidales son más frecuentemente seleccionadas, debido a su mayor confiabilidad para romper en toda su extensión. En los grandes tiros donde se pueden emplear los jumbos de perforación, se podrán colar barrenos de alivio de gran diámetro, mediante una perforadora de percusión especialmente diseñada para tal fin, con lo que se podrá aumentar enormemente la eficiencia de la cuña quemada. La figura 5.27 muestra una plantilla típica con un barreno central de gran diámetro. En la mayoría de los tiros de secciones pequeñas, la barrenación, tanto de la cuña como de la plantilla completa, se realiza con equipo manual (perforadoras neumáticas ligeras tipo jackhammer), con lo que resulta imposible el cuele de grandes barrenos de alivio. Profundización de tiros por banqueo Uno de los métodos más eficientes en la profundización de tiros es el de "banqueo", que resulta aplicable a tiros de sección rectangular de cualquier dimensión. En este sistema la perforación es simple y muy similar a la plantilla que se usaría en una pequeña cantera. En el banqueo, prácticamente se elimina la cuña, ya que ya que se deberán alternar voladuras de profundización de un lado al otro del tiro, con una muy buena "cara libre de alivio" que se producirá al remover el material previamente fracturado al lado opuesto inferior. Adicionalmente, el lado opuesto inferior servirá para recoger las aguas residuales y los escurrimientos, los cuales tienden a cubrir los barrenos una vez que se han retirado las bombas.

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FIGURA 5.27 Plantilla de barrenación con barreno central de gran diámetro (DuPont,1983)

Una de las ventajas del sistema de banqueo es que utiliza un menor número de barrenos por disparo, con lo que el consumo de explosivos y artificios de iniciación resulta sensiblemente más bajo con relación a los otros métodos ya descritos. El espaciamiento entre barrenos variará en función del diámetro, aunque una separación de tres a cuatro pies puede rendir magníficos resultados.

5.5 Diseño de plantillas de barrenación en obras de producción Las obras de producción, mejor conocidas en la jerga minera como "rebajes", constituyen los trabajos encaminados a la generación del material mineral que formará el grueso de la producción minera. Son obras abiertas dentro del cuerpo mineral que requerirán o no de elementos de fortificación (natural o artificial) y/o relleno. Los barrenos de producción serán dados sobre el cuerpo mineral sin necesidad de usar cuñas fragmentadoras, dado que la cara expuesta del rebaje ya posee una gran cara libre proporcionada por el cielo o por el piso de la obra, según sea el método de explotación que se practique (ascendente o descendente). En sistemas de gran productividad, tales como tumbe por subniveles, se emplearán barrenaciones escalonadas de piso o de cabeza, para lo cual se formarán bancos ascendentes o descendentes con

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CAPÍTULO 5

barrenos verticales que funcionarán y tendrán los mismos elementos que se mencionaron para las barrenaciones a cielo abierto, con la diferencia de que los barrenos para operaciones subterráneas, serán de diámetros menores, del orden de 2 a 4 pulgadas. En rebajes de pequeñas dimensiones, limitados por el ancho de la veta o del cuerpo, se emplearán otros métodos de explotación, como pueden ser corte y relleno, tumbe sobre carga, rebajes abiertos, etc., donde el sentido de la barrenación será en forma ascendente y la cara libre estará formada por la cabeza del rebaje. En estos casos se pueden dar barrenos de producción de tipo "costilla" o "de descostre", con cierto ángulo de inclinación que estará regido por las características intrínsecas del material y con salida hacia el piso del rebaje. El número de barrenos de producción variará en función de la productividad requerida y de la potencia del cuerpo. Por ejemplo, para una veta con una potencia de 1.50 m, se podrán perforar y disparar un promedio de 45 barrenos por turno. El avance de estas obras se medirá en volumen o en tonelaje y en función de ello, se pagará al minero o al contratista, según sea el caso. El concepto básico para casi todos los disparos de producción será el de barrenación de "costilla" o de "lajas". Fundamentalmente, una barrenación de costilla o de laja consistirá en una o más hileras de barrenos perforados en forma paralela a una cara de alivio y disparados en dirección a ésta. Debido al alivio confiable que se tiene, los barrenos de costilla pueden tener una mayor distancia al bordo, reduciendo con esto el número de barrenos y el consumo de explosivos. Las voladuras de costilla se usan comúnmente para: ampliar una galería o un salón, reducir o tumbar un pilar, conformar un rebaje, inducir un derrumbe, hacer "fondo" en un socavón o tiro inclinado. Ocasionalmente se podrán utilizar estopines de retardo regular, sin embargo, la mejor fragmentación para este tipo de voladuras se obtendrá con estopines de retardo corto (MS). Las voladuras de producción se pueden clasificar de manera general, como 1) voladuras de barrenos cortos y 2) voladuras de barrenos largos, y éstas a su vez pueden subdividirse en:

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a) Voladuras de rebajes en en vetas angostas y mantos. Voladuras con barrenos cortos VOLADURAS DE PRODUCCIÓN

b) Frentes de producción y barrenación de costilla (salón y pilar) a) Anillos y abanicos.

Voladuras con Barrenos largos

b) Voladura de banqueo. c) Remoción de pilares.

5.5.1 Voladuras de producción con barrenos cortos

a) Rebajes en vetas angostas y mantos Los rebajes son excavaciones subterráneas en forma de salón, que sirven para minar depósitos verticales o fuertemente inclinados, donde el mineral quebrado puede ser retirado o rezagado por gravedad. También se utilizan para minar depósitos horizontales o sensiblemente horizontales donde se podrán aplicar los métodos de salones con pilares regular o irregularmente distribuidos. Los métodos de explotación que pueden incluir corte y relleno, cuadros o marcos conjugados y tumbe sobre carga, utilizan siempre barrenaciones cortas. Las variantes en las barrenaciones de costilla se refieren a rebajes ascendentes o descendentes (también conocidos como rebajes con cortes de cabeza o de piso). El ancho y la longitud del avance en un rebaje, generalmente, depende de la integridad de la roca y del ancho de la veta. En general, los anchos de las vetas varían entre 6 y 50 pies. El promedio de avance en la obra fluctúa de 4 a 30 pies y la altura de la barrenación podrá ser de 8 a 12 pies. Usualmente, la máxima fragmentación constituye un requerimiento básico en las voladuras de mineral dentro de los rebajes, razón por la cual, el uso de estopines de retardo con período corto resulta altamente recomendable. La figura 5.28 muestra una típica plantilla de barrenación cargada con estopines de retardo corto.

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CAPÍTULO 5

FIGURA 5.28 Plantilla de barrenación con estopines eléctricos (MS) en un rebaje (DuPont, 1983)

1. Rebajes con cortes de cabeza En los rebajes de "tumbe sobre carga" con cortes de cabeza, el mineral es explotado de abajo hacia arriba mediante el empleo de barrenos horizontales o verticales en forma escalonada. La figura 5.29 muestra las dos formas de hacerlo. En cualquiera de los casos mencionados, los mineros generalmente trabajan parados sobre la pila de mineral quebrado que llena el espacio de trabajo del rebaje, extrayendo únicamente el volumen de mineral suficiente para obtener un espacio adecuado e iniciar nuevamente el siguiente ciclo (perforación, cargado y disparo). 2. Rebajes con cortes de piso Las voladuras de rebajes con cortes de piso, o rebajes con cortes descendentes, utilizan plantillas de barrenación con perforaciones verticales o ligeramente inclinadas, con objeto de producir bancos escalonados descendentes. El inconveniente de este tipo de cortes, con relación a los de cabeza, es que el mineral cortado necesariamente tendrá que ser "rodado" o rezagado secuencialmente hacia los bancos y tolvas inferiores empleando para ello, en caso necesario, equipos de rezagado ("winches" y "escrepas"), o bien diseñar el rebaje en forma tal que el mineral ruede por gravedad hacia las tolvas de almacenamiento. Este tipo específico de sistema se conoce con el nombre de "rolling", actualmente casi en la obsolescencia.

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FIGURA 5.29 Rebajes con cortes de cabeza (DuPont, 1983)

FIGURA 5.30 Rebaje con cortes descendentes (DuPont, 1983)

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CAPÍTULO 5

b) Frentes de producción y barrenación de costilla Muchos depósitos de minerales metálicos y no-metálicos se encuentran alojados en rocas sedimentarias y metamórficas, cuyos desarrollos son sensiblemente horizontales. Entre los polimetálicos más comunes, nse puede mencionar oro, plata, plomo, cobre, zinc y uranio. Los no-metálicos incluyen variedades tales como carbón, potasa, caliza, arcillas diversas, foforitas, cloruro de sodio, etc. En depósitos estrechos con estratos menores de 10 m (30 pies), las obras se cuelan a "sección completa", es decir, abarcando toda la altura o potencia del estrato y tan anchas como la integridad y estabilidad de la roca lo permitan, autosoportándose entre pilares de sostenimiento (ejemplo salones y pilares). Si el depósito posee una potencia mayor de 30 pies, se procederá a colar las obras en secciones, o sea, primero se abrirá una frente en la parte superior de la sección del estrato para luego barrenar y disparar la parte inferior en forma de "banqueo" (figura 5.32). Una de las ventajas de llevar las obras en "secciones" es que en la porción superior (la cual se debe llevar avanzada con relación a la inferior), se puede alcanzar fácilmente el techo y si resulta necesario, se podrá "anclar" o reforzar sin ninguna dificultad, proporcionando una obra más segura para los operadores que empiezan el ciclo de banqueo en la porción inferior. La barrenación de obras de este tipo, generalmente, se realiza con grandes "jumbos" equipados con dos o más brazos hidráulicos. En rocas de mediana dureza, se utiliza acero de barrenación de tipo integral, mientras que en materiales más suaves se prefiere el empleo de barras helicoidales de extensión o acoplables.

FIGURA 5.31 Barrenación con cuña en "V" (DuPont, 1983)

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FIGURA 5.32 Barrenación con cuña mecánica (DuPont, 1983)

5.5.2 Voladuras de producción con barrenos largos

Los avances en perforación que permiten la barrenación precisa de barrenos profundos de más de 85 m (250 pies) en diámetros de 2 a 7 pulgadas, ha dado como resultado el desarrollo de nuevos e importantes métodos de minado en años recientes. Mucho del mineral producido en las actuales operaciones de minado subterráneo, ha sido obtenido mediante el uso de uno o más de los diferentes métodos de explotación que dependen de las técnicas de barrenación larga. En las voladuras de producción que se describirán en las siguientes secciones, el material detonado deberá "romper" hacia una ranura abierta previamente (cara libre), hacia una obra existente (por ejemplo un contrapozo) o hacia algún rebaje que haya sido previamente desarrollado. El plano de barrenación deberá ser sensiblemente paralelo a esta abertura, ya sea en forma radial o en plantillas de barrenación paralelas. a) Anillos y abanicos En la perforación de anillos o abanicos los barrenos deberán ser colados radialmente a partir de una obra preexistente, de una ranura hecha ad hoc o de un rebaje abierto, siguiendo un sentido de avance o de retirada con relación al origen del primer anillo o abanico, según se presenten las condiciones particulares en cada caso. Los anillos podrán ser completos o parciales dependiendo de la morfología del cuerpo mineral y de la configuración del área de alivio. El número de anillos variará en función del propósito de la voladura y de la estabilidad inherente de la formación después de la detonación. El propósito de la voladura también puede variar;

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CAPÍTULO 5

por ejemplo, los anillos o abanicos podrán ser usados como voladuras de fragmentación primaria del material; como un método de corte inferior por debajo del cuerpo mineral (por ejemplo hundimiento de bloques); o bien como parte del proceso para la recuperación de pilares. El espaciamiento entre los barrenos que formarán cada uno de los anillos o abanicos será necesariamente mayor en el fondo de ellos, debido a los ángulos de inclinación con que tienen que ser perforados. Esta dimensión dependerá de: las características y propiedades del mineral; del tipo de explosivo utilizado; del diámetro de barrenación y del tamaño de fragmentación requerido. Utilizando brocas de 2 pulgadas de diámetro, el espaciamiento en el fondo podrá variar de 5 a 8 pies. Con brocas de 1.5 pulgadas, la variación será de 4 a 5 pies. En algunos materiales el espaciamiento en el fondo de los barrenos puede extenderse a más de 20 pies, pero generalmente sacrificando el tamaño de fragmentación. Para obtener una mejor fragmentación, el bordo entre anillos sucesivos deberá ser menor que el espaciamiento entre barrenos al fondo. Por regla general el bordo entre anillos deberá ser de aproximadamente la mitad del espaciamiento máximo entre los fondos de los barrenos. En algunos yacimientos la fragmentación puede ser mejorada alternando los barrenos. b) Voladuras de banqueo Los nuevos métodos de perforación han hecho posible el desarrollo de técnicas de voladuras subterráneas similares a las que se utilizan en canteras y tajos superficiales. Barrenos largos de gran diámetro pueden ser perforados hoy en día con bastante precisión, reemplazando a los barrenos de diámetro pequeño que resultan más costosos y menos productivos. Para la aplicación de la técnica de banqueo se deberá desarrollar una ranura o rebaje por alguno de los métodos descritos, con objeto de obtener una cara libre perforando los barrenos largos paralelos a dicha cara libre desde un nivel superior hasta otro inferior. El cargado de explosivos se hará por la boca superior del barreno y se disparará hacia la ranura o cara libre. El mineral se retirará del nivel inferior, mediante equipos de rezagado (scoop tram) para ser llevado a las tolvas de almacenamiento en el interior de la mina. Las voladuras en banco generalmente tienen aplicación en depósitos de gran potencia, en los cuales el método de salones y pilares sea susceptible de ser usado durante la primera etapa de explotación (en la parte superior del depósito), empleando el método de bancos para minar la parte inferior. En este tipo de operaciones de banco, generalmente se perforan barrenos verti-

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cales con diámetros de 2 a 4 pulgadas (con perforadoras rotarias de percusión hasta 50 pies), para ser cargados y disparados posteriormente. La operación de rezagado se realiza con cargadores frontales o con scoop tram. Las plantillas y técnicas de voladura en estos dos métodos son similares a los patrones utilizados en canteras y tajos abiertos, excepto que el pre-corte (o voladura controlada) normalmente se usa en la línea final de excavación a lo largo de los pilares. Lo anterior reduce la cantidad de rocas sueltas en las caras expuestas restantes y ayuda a disminuir en cierto grado la transmisión de la onda de esfuerzo a través de los pilares de soporte. c) Remoción de pilares Las grandes voladuras que usan las técnicas de barrenación larga son de gran utilidad en los métodos de remoción o recuperación de pilares, los cuales contienen, en ocasiones, varios miles o millones de toneladas de mineral. Los disparos con barrenos largos pueden involucrar consumos de más de 500,000 libras de explosivo alojadas en cientos de barrenos. La aplicación de estas técnicas requiere de una muy cuidadosa planeación e ingeniería profesional, donde los técnicos responsables de ello deberán ser personas de mucha experiencia en el campo y con una impecable trayectoria profesional. Generalmente, se tienen que colar uno o más socavones de acceso al pilar, desde los cuales se perforarán, se cargarán y se dispararán subsecuentemente los barrenos largos. Algunos pasos fundamentales en la planeación de la voladura de pilares son los siguientes: 1.

Realizar un cuidadoso levantamiento topográfico para determinar el tamaño del pilar y preparar un plano detallado.

2.

Evaluar la estabilidad del pilar y las condiciones del techo o cabeza.

3.

Elaborar un diseño completo de la voladura que incluya: a) b) c) d) e) f) g)

Localización de los socavones de acceso. Ángulo, diámetro y profundidad de cada barreno. Tipo de explosivos e iniciadores por emplear. El tipo de cebado. La secuencia de retardo. El procedimiento de cargado. El plan de disparo.

4. Predecir y evaluar el golpe de ariete, cuando se derrumbe el pilar.

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CAPÍTULO 5

5. Establecer un método eficiente para la recuperación del mineral. Si los pasos anteriores se planean y se ejecutan cuidadosamente, se puede lograr una voladura de pilares muy "grande", con una reducción sustancial en costos, si se compara con una voladura de pilares muy "pequeña". Las galerías de acceso se realizan con barrenaciones típicas de frentes dirigidas hacia el centro del pilar a alturas que dependerán de la capacidad de barrenación y de la localización óptima de las cargas explosivas. El tamaño de las secciones en las galerías de acceso deberán ser lo suficientemente grandes como para brindar un buen espacio de trabajo al barrenar y el cargar. El diámetro, la profundidad, el espaciamiento y la distancia al bordo de los barrenos, dependerán de la capacidad de barrenación, de la fragmentación deseada, del tamaño del pilar y del tipo de mineral. Dado que los pilares tienen varias caras libres, los barrenos deberán perforarse de tal forma que se obtenga la máxima ventaja del alivio y fragmentación, ofrecida por las caras libres. La figura 5.33 muestra un anillo típico de barrenación empleado en una voladura de pilar. Los pilares parcialmente fracturados, no deben trabajarse con estas técnicas, dado que resulta peligroso en extremo y en consecuencia produce pérdidas de mineral en un área muy extensa. Un barreno de 2½ pulgadas de diámetro puede tener un bordo de 5 a 7 pies entre anillos, y de 8 a 15 pies de espaciamiento en el fondo de los barrenos. Para rocas muy duras y masivas las dimensiones de la plantilla deberán empezar en el límite bajo de estos rangos. Se han perforado anillos con barrenos de hasta 5 pulgadas de diámetro con resultados exitosos, teniendo espaciamientos y bordos mayores cuando el mineral es fácilmente fragmentable. Actualmente se utilizan perforadoras más grandes para colar barrenos descendentes de más de 7 pulgadas de diámetro y suplir a los barrenos de diámetro más pequeño en los anillos.

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FIGURA 5.33 Anillo de barrenación usado para la voladura de pilares (DuPont, 1983)

5.5.3 Voladuras de "desencampane" en parrillas y alcancías

En el hundimiento de bloques, rebajes por subniveles y ocasionalmente en otros métodos de minado, las alcancías y parrillas se obstruyen con rocas muy grandes. La única forma de despejar estos lugares es la de colocar cargas explosivas en contacto directo con las rocas que obstruyen, ubicando las cargas de tal manera que la gran roca que ahí se encuentra sea fragmentada en trozos que dejen libre el acceso de la alcancía obstruida. Lo anterior se puede lograr eficientemente, aunque no carente del peligro que involucra el tener que colocar físicamente la carga explosiva en contacto directo con la roca obstructora, atando firmemente en el extremo de una o varias varas largas o "faineros" una carga de alta intensidad constituida por tantos cartuchos o bombillos de explosivo como se requieran (según el tamaño de la roca). El objeto del "fainero" es el de evitar hasta donde sea posible, el tener

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CAPÍTULO 5

que introducir una persona dentro de la alcancía para alcanzar el obstáculo y colocar ahí la carga. Una vez colocada la carga o cargas, todas ellas deberán ser disparadas simultáneamente, utilizando cordón detonante de cualquier tipo. Es fundamental para que la voladura tenga el éxito esperado que las cargas deban ser colocadas en contacto con el material que se desea fragmentar. El material de gran tamaño que se encuentre obstruyendo la parrilla de las tolvas de almacenamiento del interior de la mina deberá ser disparado tan frecuentemente como sea necesario con objeto de evitar "paros" en los trabajos de manteo. Si esta situación, a todas luces anormal, se prologa por mucho tiempo, se hará necesario una supervisión más estricta en los rebajes para vigilar que las operaciones de voladura se realicen adecuadamente para obtener la fragmentación requerida. En los casos que proceda, también será necesario la revaloración de los diseños en las plantillas de barrenación. Las voladuras en las parrillas generalmente se realiza utilizando las técnicas de "plasteo" y/o "moneo", dado que el material obstructor se encuentra más accesible que en el caso de las alcancías. En ambos casos, la operación deberá realizarse con cuidado extremo para evitar daños en las instalaciones. Por razones de costo, es frecuente el empleo de cañuela-estopín para la iniciación de estas cargas, aunque el uso del cordón detonante iniciado con estopín eléctrico permite un control más completo del tiempo de disparo, brindando mayor seguridad a todo el personal y a las instalaciones de la mina. Las parrillas frecuentemente se localizan en áreas donde existe equipo eléctrico, por lo que el uso de estopines eléctricos deberá restringirse a localidades que no posean ninguna fuente de energía que pudiera en un momento dado generar corrientes estáticas. Aun así, resulta altamente recomendable el comprobar que no existen dichas corrientes, mediante el empleo de galvanómetros antes de intentar usar estopines eléctricos.

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CAPÍTULO 6

FORTIFICACIÓN EN LAS EXCAVACIONES MINERAS

6.1 Introducción El uso de marcos de madera y de acero, así como el empleo de revestimientos de concreto para el soporte de túneles y obras subterráneas han sido práctica común en trabajos de ingeniería civil y minera, por lo que los detalles prácticos asociados con el uso de estos sistemas de soporte han sido tratados en un considerable número de libros y folletos. Lo anterior no se aplica al caso de los pernos de anclaje como sistema principal de soporte, a pesar del amplio uso que se ha dado a esta técnica en múltiples obras civiles y muy particularmente en obras de minería. Sorpresivamente existen pocos libros o artículos que traten sobre este medio de soporte, dado que la tendencia indica que las anclas, conjuntamente con el concreto lanzado y la malla ciclónica se convertirán en el sistema de soporte dominante en el futuro. En este capítulo se incluirá un tema que sumarice algunos de los aspectos prácticos más importantes relacionados con el uso del concreto lanzado, anclas y malla, sin dejar de abordar los sistemas tradicionales a base de elementos estructurales de madera y acero. El diseño de los sistemas de soporte en las minas es un requisito fundamental que deberá considerar el calculista, ya que representa el primer paso para un control efectivo de los esfuerzos que actúan sobre una obra subterránea. El principio teórico de los procedimientos de diseño se sale de los alcances y objetivos de estas notas, por lo que sólo se abordarán los puntos esenciales. La madera como elemento estructural, a pesar de que ha caído en la obsolescencia debido a su precio, todavía es un material básico muy apreciado en muchas minas donde no se puede o no se debe usar el acero. El acero, por su parte, ha tomado en la actualidad el lugar de la madera

CAPÍTULO 6

en muchas operaciones subterráneas, debido fundamentalmente a su mayor resistencia a los esfuerzos a que se ven sometidos los elementos estructurales en los ademados. Adicionalmente, se abordarán a lo largo de este capítulo los sistemas de relleno hidráulico como elemento de soporte en las obras de producción (rebajes), en virtud del auge que se ha tenido en los últimos años con el empleo de los métodos de explotación minera a base de relleno con arenas o jal proveniente de las plantas de beneficio de minerales.

6.2 Generalidades A manera de definición se puede establecer que los trabajos de fortificación comprenden el conjunto de operaciones que deberán ser ejecutadas, a fin de prevenir y, en su caso evitar el movimiento de las masas rocosas cuando el equilibrio natural de éstas sea alterado por la ejecución de las obras mineras de excavación. La magnitud de la alteración del equilibrio dependerá del tamaño de las obras y de las propiedades físicas de las rocas en que se ejecuta la obra; propiedades que determinan la compacidad y coherencia de la formación y, consecuentemente, la naturaleza de los esfuerzos que la ejercen. En virtud de que las masas rocosas no constituyen un medio suficientemente homogéneo, las propiedades físicas de éstas no pueden ser determinadas con tanta precisión como para que adquieran un valor absoluto; por lo que propiedades básicas como el módulo de elasticidad (el cual determina a su vez los coeficientes de tensión, compresión, flexión y esfuerzo cortante), varían notablemente de una roca a otra y hasta en una misma roca, dependiendo de su grado de alteración mecánica o química. En estudios de laboratorio, con experimentos perfectamente planeados tendientes a alcanzar muestras de roca uniforme obtenidas a cientos de metros de profundidad, las fatigas de ruptura de muestras cercanas entre sí, presentaron variaciones de más del doble unas con respecto a las otras. También en estudios de mecánica de rocas se ha observado como regla general, que el módulo de ruptura en rocas de una misma especie es mayor en las de grano fino que en las de grano grueso; mayor en rocas con metamorfismo incipiente que en las holocristalinas y también mayor en las holocristalinas que en las sedimentarias, por lo que resulta lógico que la magnitud del módulo de ruptura tenga una relación directa con las rocas correspondientes, en su esfuerzo por mantener abiertas las obras o aberturas realizadas en ellas. Por lo anterior se hace in-

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dispensable desarrollar algunas ideas generales con relación a las propiedades físicas de las rocas, en función de los trabajos de fortificación. 6.2.1 Propiedades físicas de las rocas La tabla que a continuación se ilustra señala la densidad y la resistencia a la compresión de rocas comunes. La última columna "profundidad a la cual se alcanza la resistencia máxima a la compresión por peso propio", es particularmente significativa desde el punto de vista de la ingeniería, debido a que permitirá realizar cálculos y estimaciones relacionadas con el área y dimensiones más adecuados para el diseño de los elementos estructurales de soporte.

Material

Densidad (kg/m3)

Resistencia a la compresión (kg/cm2)

Granito Arenisca Caliza Mármol Cuarcita Pizarra metamórfica Dacita y Bostonita Carbón antracítico Carbón bituminoso

2,720 2,400 2,700 2,700 2,820 2,800 2,960 1,550 1,350

844 352 563 560 703 703 1,406 105 77

NOTA:

Profundidad a la cual se alcanza la resistencia máxima a la compresión por peso propio (m) 3,105 1,465 2,085 2,070 2,500 2,500 4,750 680 570

Las cifras que aparecen en la tabla, deberán ser tomadas con las reservas del caso, ya que se presentan como cantidades generales para normar criterios.

La siguiente tabla presenta también, para norma de criterios, los esfuerzos máximos promedio, módulo de elasticidad y esfuerzos admisibles, en algunas de las rocas más comunes y mamposterías de materiales diversos. El módulo de elasticidad de las rocas varía más en unas que en otras; por ejemplo, el granito considerado como una roca que se parece a las substancias perfectamente elásticas, varía entre 358,000 y 571,000 kg/cm2; en cambio, en un solo ejemplar de arenisca la variación fue de 124,000 a 540,000 kg/cm2.

Rocas

Esfuerzo máximo promedio ((kg/cm2)) Comp

Tens

Flex

Módulo de elasticidad ((kg/cm2))

Esfuerzos admisibles ((kg/cm2)) Esfuerzo Comp Empuje Crítico

Granito, Gneis,

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CAPÍTULO 6

Piedra azul Caliza, Mármol Arenisca Pizarra Mamposterías

844 563 352 703

84 56 11 21

112 105 84 352

492,000 492,000 211,000 984,000

Granito Caliza Arenisca Piedra brasa Piedra labrada

84 56 35 70

84 56 35 70

30 25 20 10 12

42 35 28 18 18

14 11 11 13

Una idea de los coeficientes de dilatación de diversos materiales, la puede dar la siguiente tabla. (para variaciones de 1oC en promedio, en una escala de 0 a 100oC). Mampostería de ladrillo Mampostería de piedra labrada Mármol Arenisca Caliza Pizarra Acero Cemento Portland Granito Madera (máximo) (según caso) Madera (mínimo) (según caso) Agua (aprox.) (volumen) Agua (aprox.) (lineal)

0.0000055 0.0000065 0.0000100 0.0000110 0.0000080 0.0000104 0.0000110 0.0000107 0.0000084 0.0000580 0.0000340 0.0004300 0.0001400

La porosidad de una roca está constituida por los espacios vacíos en los cuales no existe substancia sólida. Generalmente se expresa como el porcentaje de "huecos" respecto al porcentaje de "sólidos". La siguiente tabla muestra los porcentajes de porosidad para diferentes materiales. El ángulo de reposo o de talud representa el ángulo de máxima pendiente que puede formar un material suelto cuando ha sido apilado al nivel del piso. El ángulo de reposo varía directamente en función del coeficiente de fricción, forma y tamaño de las partículas del material: mayor para fragmentos grandes, duros y angulosos; menor para partículas pequeñas y redondeadas. Roca Granito Arenisca Pizarra Lutita Caliza Arena

394

Porosidad (%) 0.16 a 1.20 10.22 a 15.89 3.95 3.95 4.85 48.00


Grava Arcilla Suelos

45.00 40.00 a 90.00 55.00

Cabe señalar que algunos fragmentos finos de determinados materiales poseen un ángulo de reposo menor cuando están sujetos a altas temperaturas que cuando se someten a temperaturas bajas. El ángulo de reposo de materiales mojados o bajo el agua es considerablemente menor que cuando están secos y al aire. La humedad influye en forma determinante aumentando el ángulo de reposo de materiales finos hasta que contienen una cierta proporción de agua, y después, al aumentar esta proporción, el ángulo se ve disminuido por efecto de solifluxión. La siguiente tabla presenta los ángulos de reposo de algunos materiales secos. Material Arena limpia Arena y arcilla Arcilla Grava limpia Roca suave alterada Roca dura quebrada Carbón bituminoso Carbón antracítico Carbón apizarrado Coque Cenizas de carbón Mineral suave de fierro Mineral de varios tipos Lutita quebrada Cemento Portland Arena p/construcción

Ángulo de reposo (grados) 26.5 18.5 16.0 26.5 45.0 45.0 35.0-40.0 27.0-30.0 38.0-45.0 38.0 40.0 35.0 38.0-42.0 39.0 30.0-45.0 34.0

6.2.2 Clasificación de las rocas Con objeto de tipificar globalmente las diferentes clases de rocas susceptibles de fortificación con elementos estructurales "artificiales" (o ajenos a la propia roca), se ha formulado la siguiente clasificación en cinco grandes grupos, que a continuación se describen:

395

CAPÍTULO 6

Grupo "A" Rocas resistentes compuestas de partículas coherentes entre sí sin planos de fractura o de debilidad. Pueden ser rocas cristalinas o formadas por granos cementados entre sí. A este tipo pertenecen la mayor parte de rocas ígneas y algunas metamórficas. Grupo "B" Son rocas resistentes como las del grupo "A", pero presentan una serie de planos paralelos de debilidad como los de estratificación en algunas rocas sedimentarias o de flujo, en algunas rocas ígneas o de esquistosidad y en ciertas rocas metamórficas. Estas masas rocosas tienen mayor resistencia en el sentido de un plano que en otro. Como ejemplo se pueden citar areniscas, calizas, pizarras sedimentarias y metamórficas, rocas ígneas estratificadas o con textura fluidal, etc. Grupo "C" Masas rocosas que presentan dos o más sistemas paralelos de planos de debilidad (cuando dichos planos siguen aproximadamente tres direcciones semejantes a las del espacio, se les llama sistemas de planos conjugados). Aquí se deberán incluir todas las clases de planos de debilidad, tales como los de estratificación, fallas, fracturas, disyunciones, diaclasas y leptoclasas. Resulta obvio la importancia que tiene el grado de separación y estado de los planos para determinar la resistencia de la masa rocosa. Grupo "D" Rocas no coherentes formadas por fragmentos grandes o pequeños. A este tipo pertenecen las arenas, gravas, brechas de falla, rocas muy fisuradas o alteradas, suelos, etc. Grupo "E" En este grupo se identifican las rocas plásticas o semiplásticas y las semifluidas, tales como arenas movedizas y arcillas más o menos húmedas o alteradas hidrotermalmente. Deberá tomarse en cuenta que en algunos lugares es posible pasar paulatinamente de un tipo de roca a otro, por lo que resultará conveniente vigilar la presencia (o ausencia) de accidentes

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geológicos y/o escurrimientos de aguas superficiales o subterráneas que en un momento dado podrán favorecer cambios rápidos en los tipos de roca en que se está trabajando. 6.2.3 Esfuerzos en las masas rocosas Cuando las grandes masas rocosas no han sido afectadas por trabajos mineros, se debe pensar que están en equilibrio, aunque normalmente estén sujetas a varios esfuerzos simultáneos como los originados por la fuerza de gravedad, cambios de temperatura y cambios químicos como caolinización, hidratación, presión de gases, presión atmosférica, etc. La influencia de los esfuerzos originados por la fuerza de gravedad, resulta determinante en su acción sobre las masas rocosas, debido a que las rocas localizadas a mayor profundidad se encuentran comprimidas por el peso de las rocas suprayacentes. Algunas rocas al verse liberadas de las presiones a las cuales estaban sujetas, se convierten en "rocas explosivas" que se fracturan espontáneamente y con violencia, como ciertos especímenes de laboratorio al cesar la compresión que tenían aplicada. En algunos casos, la roca alterada y los fragmentos que cubren una masa rocosa contribuyen al igual que el contorno topográfico a pequeños movimientos de grandes masas rocosas que se encuentran en equilibrio poco estable. El "arrastramiento" o "escurrimiento" de masas rocosas cuesta abajo (a partir de una elevación topográfica), ha sido ampliamente observado y estudiado por geólogos y especialistas en mecánica de rocas, encontrando que este fenómeno se manifiesta muy marcadamente en las entradas de los túneles en los que existe una especial tendencia a fallas en la fortificación. Cuando una masa rocosa es perturbada por trabajos mineros se produce una condición de inestabilidad, la cual consiste en la tendencia de la roca contigua a cerrar los espacios abiertos, produciendo el colapso de dicha roca. La tendencia anterior a veces se presenta con el aspecto de ruptura o desprendimiento de pequeñas piezas que tienden a llenar el espacio "violado". Este proceso puede requerir de un tiempo exageradamente largo o tener la tendencia a ser muy rápido cuando las rocas son plásticas o muy fracturadas. La naturaleza física de la roca, así como la magnitud de las fuerzas puestas en juego para restaurar el equilibrio, determinan la rapidez de este reajuste. Las rocas antes señaladas como del grupo "A" poseen un tiempo máximo de ajuste; las del grupo "B", un tiempo grande; las del grupo "C", menor y las del grupo "D" son las que tienen un tiempo que puede ser el más corto. Para las rocas del grupo "E", el tiempo dependerá del grado de plasticidad, resultando sensiblemente menor para las rocas más plásticas.

397

CAPÍTULO 6

Con excepción de las rocas del grupo "E", todas las demás presentan la tendencia a fallar en la misma forma por sobrepasar el límite de flexión en las partes centrales de los espacios abiertos. En el caso de una roca débil, el límite anterior se alcanza con relativa facilidad, ya que se desprenden los bloques de las partes altas y centrales, hasta que, debido al abundamiento del material caído, el espacio primitivo se rellena y los bloques sueltos soportan a los superiores que continúan con tendencia al desprendimiento. Otra forma en que se presenta el equilibrio es por la formación de un arco natural, donde las piezas dejan de trabajar a la flexión presentando solamente esfuerzos de compresión, en cuyo caso se llamará altura de perturbación a la altura máxima alcanzada por los bloques sueltos o por el "arco natural" formado. Cuando la altura de perturbación es mayor que los trabajos que la producen, se dice que se ha llegado a la superficie y entonces se manifiesta como una perturbación superficial, hundimiento superficial o fenómeno de subsidencia. El fenómeno anterior dependerá, por razones naturales, del tipo de roca y de las magnitudes puestas en juego: claro libre y profundidad (figura 6.1). Con relación a los problemas de fortificación de las obras mineras, se deben tener presente los siguientes principios: 1. A cada esfuerzo corresponde una deformación. 2. Si los esfuerzos cambian, también cambiarán las deformaciones. 3. A mayor esfuerzo, corresponde mayor deformación. Lo anterior significa que en cualquier operación subterránea, el retirar materiales que están sujetos a esfuerzos de compresión originará cambios en los esfuerzos de los materiales vecinos que todavía permanecen en su lugar, por lo que dichos cambios también originarán cambios en las deformaciones.

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FIGURA 6.1 Fenómeno de subsidencia

Los trabajos subterráneos en algunas minas que explotan cuerpos relativamente pequeños, llegan a presentar casos en que no se requiere ningún tipo de fortificación debido a que los espacios explotados se conservan fácilmente abiertos en función de la resistencia de la roca que forma los respaldos. En otros casos, la fortificación consiste en porciones del cuerpo mineralizado que se dejan sin explotar, formando "pilares" que sirven para mantener abiertas las obras. La recuperación de estos pilares es factible en la etapa final de explotación de la mina, mediante trabajos específicos de fortificación y sistemas especiales de explotación. En los casos específicos en los que el cuerpo mineral se presenta muy inclinado, el respaldo superior o "del alto" tendrá la tendencia a trabajar en "cantileever", por lo que cuando su resistencia natural llega a fallar, se presentan movimientos de grandes bloques que conducen a situaciones de alto riesgo, por ello, a los primeros síntomas de movimiento, se deberán tomar precauciones especiales que tendrán que ser analizadas rigurosamente en forma particular para cada caso.

399

CAPÍTULO 6

6.2.4 Movimiento de bloques o masas En las minas donde se explotan grandes bloques de mineral, o cuando se trata de la explotación de mantos de carbón, fierro sedimentario, manganeso o de otros minerales como alunitas, fosforitas, caolinitas, potasa, etc., resulta casi inevitable que los trabajos de explotación de gran extensión se vean seguidos de fenómenos de subsidencia en la superficie del terreno. Estos hundimientos pueden ser comprobados por nivelación topográfica de precisión, aunque a veces se comprueba por afectación del nivel freático local, por la ruptura de tuberías o por pérdidas de alineamientos horizontales y fallamientos en las construcciones superficiales. Se deberá recordar que: "Cuando se ha iniciado un movimiento de gran extensión, es prácticamente imposible detenerlo, por lo que dicho movimiento continuará hasta que se restablezca parcial o totalmente el equilibrio." Para prevenir una contingencia como la señalada, lo más recomendable será dejar grandes pilares de mineral de soporte; y si esto no fuera conveniente o posible, procurar rellenos parciales que sostengan satisfactoriamente los bloques inestables para impedir la afectación de la superficie y mantener abiertas las obras que se requieran. En arcillas y otras rocas plásticas es característico que el empuje sea en todos sentidos inclusive del suelo hacia arriba, por lo que las obras deben ser capaces de impedir también este tipo de movimientos. Las presiones ejercidas por arenas sueltas y otros materiales no consolidados como los rellenos de jal, se asemejan a las presiones que ejercen los granos de cereal dentro de los silos de almacenamiento. Esta presión aumenta desde cero en la superficie hasta un máximo que tiene relación con el peso volumétrico y con la fricción en la pared del silo (o con su dimensión mayor si es prismático). A partir de este máximo de presión alcanzado a una profundidad semejante a dos veces el diámetro, ésta se conserva constante cualquiera que sea la profundidad total. En el caso de obras mineras, el peso ejercido es el que corresponde a un domo o cúpula semejante a la forma de la obra, cuya altura sea dos o tres veces el diámetro de la obra. En algunas minas, especialmente aquellas en que existen arcillas o limos finos como resultado de alteración de rocas existentes o como resultado de rellenos realizados para obras de fortificación durante la época de lluvias, posterior a las lluvias o durante todo el año, las aguas subterráneas arrastran grandes cantidades de sólidos y el agua misma actuando como lubricante, produce variaciones en los esfuerzos y la pérdida de estabilidad en materiales no coherentes.

400


Existen rocas que fácilmente se alteran por intemperismo al contacto con el aire, por lo que las obras tropiezan con la dificultad que ocasiona el desprendimiento continuo de fragmentos de la superficie expuesta de estas rocas, cuya alteración progresa indefinidamente por procesos químicos o térmicos (contracciones y dilataciones debidas a cambios de temperatura). El objeto general de las obras de fortificación es el de trabajar con seguridad en la extracción de minerales. Dentro de este criterio básico, se presentan varias observaciones importantes que conviene tener en mente: a) Existen casos en que se requerirá muy poca o nula fortificación artificial pues las rocas se auto-soportan. b) En otras ocasiones el costo de las estructuras de fortificación es tan exageradamente alto que se hace incosteable todo intento rentable de explotación minera. Tomando en cuenta el alto costo de las obras de fortificación, se deberá considerar detenidamente que la duración de éstas depende del cuidado que se tenga en la selección de los materiales más adecuados o convenientes y de su correcta colocación. Por otra parte, es importante señalar que la máxima economía se obtendrá cuando las obras tengan un acceso seguro todo el tiempo que sea necesario, pero únicamente durante el tiempo necesario. Cuando las estructuras de fortificación permanecen trabajando mucho tiempo después del periodo para el cual fueron calculadas, puede decirse que "sobró fortificación", el caso contrario será cuando se hace necesario repararlas constantemente, donde los costos de mantenimiento pueden ser exageradamente altos a pesar de que el diseño sea el correcto.

6.3 Clasificación de los elementos de fortificación Una vez que se han mencionado las generalidades relacionadas con los trabajos de fortificación y con las características de las rocas, se abordará en este inciso la clasificación general de los elementos que se utilizan para este tipo de trabajos. La clasificación se puede hacer desde diversos puntos de vista, por lo que en esta ocasión sólo se señalarán los cuatro siguientes: 1. 2. 3.

Según el tipo material Según el tipo de esfuerzo al que serán sometidos Según el tipo de obra minera

401

CAPÍTULO 6

4.

Según el tipo de roca

Ninguna de las clasificaciones anteriores por sí sola, se podrá considerar completa ni suficiente para señalar al calculista los conocimientos que debe tener al respecto. Para definir y comprender los términos usados en una clasificación, es necesario conocer el significado de los términos usados en otras clasificaciones. De acuerdo con lo anterior, resulta ventajoso que el estudiante y el profesional de estas disciplinas adquieran los conceptos generales primero y después ahonden en ellos a medida que progresen sus conocimientos, como resultado de estudios y de la práctica.

6.3.1 Clasificación de los elementos de fortificación en función del tipo de material empleado

6.3.1.1 Madera La madera fue el material de ademado más importante para el soporte de minas subterráneas hasta el final de la Segunda Guerra Mundial; para posteriormente ser sustituida por el acero. A pesar de ello, todavía se usa madera en algunas operaciones de pequeña y mediana escala, tanto en minas metálicas como de carbón. La madera es un material de peso relativamente ligero, de fácil transportación y de rápida colocación. La madera de encino, por ejemplo, posee una densidad aproximada de 0.73 g/cm3 y 2 una resistencia a la compresión de 1,200 kg/cm . Es once veces más ligera, pero dos veces mas frágil que el acero, por lo que la madera será el material adecuado para estructuras de corta duración. Dentro de las ventajas de la madera, se citarán las siguientes: a) Es ligera y de fácil colocación. b) Se rompe a lo largo de estructuras fibrosas bien definidas, dando señales visuales y auditivas antes de su colapso total. c) Las piezas rotas se pueden reutilizar como calces, cuñas, rellenos, etc. Como desventajas se tiene que:

402


a) Sus resistencias mecánicas (tensión, compresión, pandeo, flexión y cortante) dependen de las estructuras fibrosas y de los defectos propios de cada especie. b) Es fácilmente combustible. c) Es vulnerable al ataque de insectos, bacterias y hongos en presencia de humedad y calor, lo que favorece la proliferación de ellos. Dependiendo de las condiciones económicas y de las necesidades de diseño, se puede usar madera de sección aproximadamente cilíndrica llamada comúnmente rolliza o redonda. En otros casos se usa madera labrada o de sección prismática (generalmente cuadrada o rectangular). La madera labrada se puede forjar con sierra o con hacha, esta última más económica. Cuando la madera "redonda" se labra con sierra para hacerla "cuadrada" se le recortan los costados, que vienen a ser después los "costerones" o "rajas", considerados como madera de desperdicio utilizable para ciertos menesteres en las obras de fortificación. En México se usa extensamente el sistema inglés como medida para designar las dimensiones de las piezas, aunque también se usan especificaciones mezcladas con el sistema métrico decimal. Los factores que ejercen una influencia negativa sobre la madera son: 1. Agua El agua constituye el componente más importante para cualquier especie vegetal durante su etapa de desarrollo y crecimiento, por lo que la madera al provenir de los árboles, no es la excepción. Sin embargo y desde el punto de vista estructural, el agua contenida en la madera resulta perjudicial, ya que se estima que casi un 25% del contenido de agua se encuentra presente en las células vivas y el 75% restante en los huecos de las fibras. En condiciones normales (20 oC y 80% de humedad relativa), el contenido de agua es del orden del 20%, por lo que una madera se considerará como seca, cuando su contenido de agua sea inferior al 20%; mientras que las que contengan más del 30% se deberán considerar como húmedas. 2. Defectos de la madera La madera en su calidad de material natural posee muchos y muy variados defectos a causa del crecimiento de los árboles. Los más comunes son los "nudos", que afectan su resistencia a la flexión. Además, los anillos de crecimiento pueden presentarse en forma excéntrica debido a condiciones particulares de viento y sol en el área del bosque de procedencia, las cuales a su vez pueden alterar las condiciones de secado y formar grietas indeseables. Algunos de los defectos más comunes se ilustran en la figura 6.2

403

CAPÍTULO 6

3. Vulnerabilidad de la madera La madera como material de origen orgánico sirve de alimento a una gran variedad de insectos y bacterias, lo cual constituye uno de sus principales inconvenientes, dado que el ataque de tales plagas hace que su duración y resistencia se vea notablemente disminuida. Para incrementar la durabilidad de las piezas, la madera puede ser preservada por alguno de los siguientes métodos: 1. Cubrir con insecticidas y bactericidas. 2. Cubrir con pintura resistente al ataque de insectos. 3. Impregnar con soluciones preservativas.

FIGURA 6.2 Defectos de la madera

La impregnación con preservativos se puede hacer aplicando con brocha una capa de aceite quemado, creosota u otra substancia caliente. En las plantas de impregnación, la madera se coloca en recintos cerrados donde, después de un vacío prolongado por varias horas a menos de 200 mm de mercurio, se introduce al mismo recipiente cerrado el preservativo a alta presión (más de 3 kg/cm2). El resultado es una impregnación profunda en la madera, que la protegerá por muchos años aunque se exponga a condiciones atmosféricas adversas. 4. Resistencias mecánicas

404


Las piezas de madera empleadas en los trabajos mineros, estarán sujetas a esfuerzos de flexión, compresión, flambeo (o pandeo) y al cizallamiento (o cortante). Las resistencias mecánicas de la madera bajo estas condiciones, así como los factores que la afectan, se indican a continuación: a) Resistencia a la tensión La resistencia máxima de la madera es a la tensión, especialmente en aquella que resulta paralela a la estructura fibrosa, donde puede alcanzar, para algunas especies con condiciones de secado al aire del 12%, valores máximos de hasta 3,000 kg/cm2. La relación de la dirección de la carga con el ángulo de la fibra así como la densidad del material, tienen efectos positivos muy marcados con respecto a la resistencia a la tensión de una determinada especie. Como se mencionó, la humedad hará decrecer la resistencia a la tensión, tal y como lo han demostrado algunas investigaciones en las que se ha establecido que para incrementos en el contenido de humedad que vayan desde el 10% hasta el punto de saturación de la fibra, la resistencia a la tensión disminuye linealmente. Si existe un incremento del 1% en el contenido de humedad, la resistencia a la tensión a lo largo de la fibra se verá disminuida en casi un 3%. Según muchos investigadores, la máxima resistencia a la tensión se alcanza cuando el contenido de humedad se encuentra entre el 8 y el 10%. Los "nudos" y las "muescas" también conducen a una reducción en la resistencia de la madera, puesto que la fibra tiende a deformarse al pasar en torno a ellos. Las fibras de los "nudos" forman casi un ángulo recto con las de la madera. b) Resistencia a la compresión La resistencia a la compresión desempeña un papel muy importante en la utilización de la madera. Para maderos secados al aire, la resistencia máxima a la compresión paralela a la fibra alcanza en promedio sólo cerca del 50% de su resistencia a la tensión a lo largo de la misma fibra. La diferencia en el comportamiento de la madera cuando está sujeta a esfuerzos de tensión o de compresión, puede explicarse por la estructura fibrosa, debido a que fibras bien cementadas y acuñadas soportan esfuerzos de tensión muy altos; en tanto que cuando son sometidas a esfuerzos compresivos, muy probablemente se presentará un flambeo inicial de las fibras individuales al empezar la ruptura. El efecto del ángulo de carga con respecto a la dirección de las fibras es más notable en la resistencia a la tensión. El contenido de humedad constituye el factor más importante en la resistencia a la compresión de la madera, en virtud de que

405

CAPÍTULO 6

el agua al depositarse entre las micelas causa una reducción en las fuerzas intercelulares de atracción y, por tanto, en la cohesión. c) Resistencia al flambeo Esta resistencia se mide en el eje de la madera y en forma paralela a las fibras. Cuando la relación longitud-diámetro es menor de 11, entonces se utilizará la resistencia al aplastamiento en la compresión. Según algunos investigadores la resistencia al flambeo o pandeo depende de la siguiente relación: (π 2 )(E ) δ= para λ ≥ 100 λ δ = δc (1 − aλ + b λ 2) para λ < 100 donde λ E δ δc a, b l d

Relación de esbeltez de la pieza = 4 longitud/diámetro Módulo de elasticidad en la madera Resistencia al flambeo Resistencia al aplastamiento Constantes de calidad (p/madera normal de mina: a = 0, b = 2) Longitud de la pieza Diámetro de la pieza

d) Resistencia a la flexión (Módulo de ruptura) Las piezas de madera instaladas horizontalmente están sujetas a esfuerzos de flexión cuando las fibras superiores son sometidas a compresión y las fibras inferiores a tensión. El eje neutro se localiza más cerca del lado de la tensión que del lado de la compresión, debido a que la resistencia a la tensión resulta mucho más alta que la resistencia a la compresión. e) Resistencia al esfuerzo cortante La resistencia máxima al cortante es notablemente más baja que la resistencia a la torsión. Según el Wood Handbook, el cortante máximo por torsión para elementos de madera sólida se puede tomar como "el esfuerzo cortante paralelo a la fibra" y podrán utilizarse dos tercios de este valor como el esfuerzo cortante permisible por torsión en el límite proporcional. El esfuerzo cortante perpendicular a la fibra es de tres a cuatro veces mayor que el cortante paralelo a la fibra. f) Diseño de estructuras de madera

406


El diseño de estructuras en madera sigue cierta metodología: primero se elaboran los esquemas del sistema y se dibujan los modelos estáticos simples. Después se evalúan las presiones ejercidas por el terreno, mediante la aplicación de fórmulas diversas. Se calculan los diagramas de momentos (momentos máximos, esfuerzos cortantes máximos y las secciones que estarán sometidas a estos momentos y a los cortantes), determinando las secciones adecuadas. Si se concluye que las dimensiones son muy grandes se hacen los ajustes correspondientes. Finalmente, se efectúa la verificación de los esfuerzos permisibles para las dimensiones calculadas y para el tipo específico de madera que se va a emplear. Si no se pueden satisfacer los límites permisibles de seguridad, se deberán escoger secciones más robustas, repitiendo los cálculos hasta que los valores más bajos de los esfuerzos permitan una aplicación segura. La madera es ampliamente usada en piezas simples y compuestas. Se emplea en toda clase de elementos estructurales, entre los que se pueden citar: vigas, cabezales, separadores (botadores) puntales, soleras, largueros, huacales, pilares, piezas de piso o de tupido (enrajes), travesaños de escalera, etc. En elementos verticales o inclinados, se pueden usar como puntales, postes, columnas, carteles, zancos, etc. En lo referente al tipo de obras mineras, la madera se usa en frentes, túneles, cielos, contracielos, pozos, contrapozos, tiros, tabla-estacado (para explotación de arenas y materiales sueltos (figura 6.30), metaleras, chorreaderos, alcancías y rebajes. g) Marcos de madera en obras horizontales Para diseñar marcos de madera en obras horizontales se debe calcular el tamaño de la sección de los elementos que formarán los cabezales, los postes y las partes auxiliares como las cuñas y los revestimientos. La figura 6.3 ilustra un marco de madera para un túnel, en donde se indican los esfuerzos y dimensiones adecuadas de los cabezales y postes, así como los diagramas de momentos y de esfuerzo cortante. Los marcos de madera del tipo que se ilustra, trabajan como una viga simplemente apoyada en ambos extremos, con una carga uniformemente repartida.

407

CAPÍTULO 6

a) Sistema de soporte b) Modelos estáticos d) Diagrama de una viga simplemente apoyada Figura 6.3 Esquema de diseño para un marco de madera

Las ecuaciones y las constantes que se aplican en los diagramas de la figura son los siguientes: 2 M x = 0.5 q t L b x - 0.5 q t x

M max = 0.125 (q t )( L b )

X= Tx =

2

1 (Lb ) 2

δM = 0.5 q t L b - q t x δx

h) Diseño de los cabezales El cabezal o parte superior del marco es la pieza que sufre el mayor efecto de flexión. El momento y el esfuerzo máximo por flexión se obtienen mediante la aplicación de las siguientes ecuaciones:

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q t = δ t (a)

δb =

M max W

db

;

≤ δs f

M max = 0.125 q t (L b )

2

;

q ≥ 1.084  t   δs f

W = 0.098 (d b )

3

1/ 3

 (Lb)2   

donde qt δt a Mmax Lb δb δsf db

Carga uniforme Presión uniforme Distancia entre marcos Momento máximo de flexión Longitud del cabezal Esfuerzo flexionante Esfuerzo permisible de flexión para la madera Diámetro del cabezal

La carga puede determinarse con: 1/ 3

q t = δ aλ L b

;

δaλ   = . 1 084 db Lb   δ   sf 

Para condiciones normales se puede tomar δ = 0.5 y λ = 0.0025 kg/m3 ; entonces: 1/ 3

 a    d b = 0.117 L b    δ sf    donde db Lb a δsf

Diámetro del cabezal (cm) Longitud del cabezal (cm) Distancia entre marcos (cm) Esfuerzo permisible de flexión (kg/cm2) para madera de 2a. clase, 110 kg/cm2

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CAPÍTULO 6

i) Diseño de los postes Los postes de un marco de madera están sometidos a presiones laterales y a esfuerzos de reacción en sus extremos, por lo que en un diseño normal los esfuerzos de compresión y de tensión también deberán ser evaluados. En la práctica se acostumbra emplear los mismos tamaños de diámetro que se emplearon para el diseño de los cabezales, sin embargo y para casos especiales, el diámetro de los postes deberá ser verificado y si fuese necesario, se tendrán que recalcular.

6.3.1.2 Acero

El material metálico universalmente usado en las minas es el fierro, ya sea en forma de piezas de fundición, de piezas de acero laminado o de piezas de acero estructural. El fierro y el acero se emplean en piezas pequeñas de conexión, pero en su presentación estructural (vigas, columnas, etc.), es muy solicitado para el ademado de ciertas obras de carácter permanente: fortificación de obras de acceso, de niveles de acarreo, estructuras para tiros, soportes de piso para plantas de bombeo y equipo pesado, etc. Las secciones más comunes del acero estructural son las "U", "I", "H", en peraltes que van desde 64 mm hasta 610 mm y aun mayores. También se usan secciones compuestas o vigas armadas y piezas de diseños especiales para unión de otros elementos estructurales (figura 6.14). En las minas que explotan yacimientos sedimentarios cuya potencia es mayor de 1.0 m (vetas, mantos y otros), se han venido usando desde hace más de 40 años elementos estructurales tipo poste y puntal metálico, a veces de longitud fija y a veces ajustables, con las características de los "gatos" mecánicos. Estos postes o puntales ajustables ofrecen algunas ventajas en determinados casos y en ciertos tipos de explotaciones: poseen mayor resistencia que los puntales o columnas de madera; tienen mayor durabilidad y resistencia al trato rudo y son incombustibles. Un poste ajustable se ilustra en la figura 6.4.

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FIGURA 6.4 Poste ajustable

Como ya se mencionó, el coeficiente de flexión de ciertas rocas se llega a sobrepasar en las partes centrales de los claros horizontales. Cuando se trata de rocas del grupo "B" (rocas con sistema de planos de debilidad paralelos), como en los yacimientos de origen sedimentario (carbón, manganeso, fierro, etc.), se presenta la posibilidad de usar un elemento estructural llamado "perno de anclaje", que consta de una varilla de acero de 15 a 31 mm de diámetro y de 1 a 3 m de longitud, la cual se fija por diferentes medios (expansores, resinas, fricción) en el fondo de una perforación vertical, sobresaliendo apenas del barreno el extremo opuesto de la varilla, donde se coloca una gran rondana apretada con una tuerca. El efecto es el de impedir la separación de los estratos de roca, los cuales a la larga y por diferentes efectos, hacen fallar la roca en la porción superior o lateral de la obra minera. Los elementos estructurales metálicos son más rígidos y resistentes que los de madera, por lo que su uso debe condicionarse a esta característica que no siempre resulta ventajosa, pues con frecuencia se buscan características contrarias, especialmente de flexibilidad y deformabilidad. Características del acero Las cualidades del acero como material de ademe lo han llevado a desplazar a la madera en muchas minas, especialmente en las de carbón, donde algunas galerías se han mantenido abiertas por períodos de hasta 10 años. En cuanto a las características más relevantes del acero, se pueden resumir de la siguiente manera:

411

CAPÍTULO 6

1.

El acero es un material homogéneo fabricado metalúrgicamente y libre de defectos naturales.

2.

Posee un módulo de elasticidad del orden de E=2'000,000 kg/cm2 (módulo de Young), el cual resulta mucho más elevado que la mayoría de los materiales estructurales.

3.

Para diseños especiales, el acero se puede manufacturar en forma de aleaciones de alto requerimiento.

4.

El acero es el material más resistente a condiciones ambientales adversas (temperatura, humedad, etc.)

5.

Como material, el acero es reusable, y en condiciones severas de deformación, se puede comercializar como chatarra.

La composición química del acero se puede definir como una aleación de hierro y carbón, donde se presentan algunos elementos como fósforo (0.01-0.09%) y azufre (0.01-0.05%) en forma de impurezas. Para formar aleaciones especiales, se pueden incorporar elementos como níquel, cromo, molibdeno, manganeso, silicio, etc., en cantidades variables. La mayoría de las especificaciones del acero utilizado en las minas, se llena con aceros de resistencia "37-52", por lo que éste es el de mayor consumo en sus diferentes presentaciones y perfiles estructurales.

6.3.1.3 Arcos de acero

Como su nombre lo indica, son estructuras semielípticas cuya dimensión mayor es la traza horizontal paralela y más cercana al piso de la obra. Dependiendo de su empleo, de las cargas que van a soportar, del tipo y calidad del terreno donde se colocarán, los arcos se pueden clasificar en tres categorías: arcos rígidos, arcos cedentes y arcos articulados. Arcos rígidos Los arcos de este tipo están constituidos por dos o tres segmentos de perfil estructural de sección "I","U" o "H", ensamblados entre sí por uniones rígidas que se muestran como continuas en la figura 6.5. El diseño de los arcos se debe hacer de tal manera que permita un espacio lateral mínimo entre la pared o tabla de la obra del orden de 0.75 m y un radio que permita que un hombre pueda permanecer de pie con seguridad durante el tránsito de los carros mineros. Arcos cedentes

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Los arcos cedentes se componen de tres secciones acopladas por medio sujetadores o grapas que permiten el deslizamiento de la sección superior a través de los elementos o secciones laterales. El principio de trabajo de los arcos cedentes se muestra esquemáticamente en la figura 6.6. El deslizamiento de las secciones del arco se produce cuando a espacios regulares de tiempo se aflojan los tensores de las "grapas" para permitir el desplazamiento de las piezas, las cuales tienden a converger por efecto de las presiones ejercidas por el terreno, reduciendo de esta manera los esfuerzos ejercidos sobre el arco, al liberar parcialmente estas presiones, con lo que se evitan las deformaciones estructurales en los componentes del arco. La aplicación fundamental de los arcos cedentes en terrenos "pesados" es en los portales y accesos de cañones principales y auxiliares, particularmente en minas de carbón donde no se requieran de grandes secciones transversales, considerando que las dimensiones originales de la obra se verán reducidas, pero que los requerimientos volumétricos de aire (fresco y de retorno) quedarían ampliamente satisfechos. Los primeros arcos cedentes que existieron en el mercado fueron desarrollados en Europa por Toussaint y Heinzmann, quienes emplearon para su diseño perfiles estructurales tipo "U", tal y como se ilustra en el croquis esquemático de la figura 6.7. Al vencimiento de la patente otorgada a Toussaint y Heinzmann, se desarrollaron nuevos y más novedosos arcos, entre los que destacan los del tipo Glocken (figura 6.8) y los del tipo Kunstler (figura 6.9), los cuales usan secciones en "V" y solera de fierro perfilado en "U", respectivamente.

a) arco de dos secciones

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CAPÍTULO 6

b) Arco de tres secciones

Detalle de la unión FIGURA 6.5 Arcos rígidos de acero

FIGURA 6.6 Principio de trabajo de los arcos cedentes

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FIGURA 6.7 Arco cedente tipo Toussaint-Heinzmann

FIGURA 6.8 Arco cedente tipo Glocken

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CAPÍTULO 6

FIGURA 6.9 Arco cedente tipo Kunstler

Arcos articulados Los arcos articulados, también conocidos como arcos Moll, se forman con tres largueros de madera de sección redonda o cuadrada y con dos o cuatro secciones arqueadas de acero apoyadas en éstos. Este tipo de arcos tiene la particularidad de trabajar en "conjuntos" acoplados a los largueros (los cuales van instalados en la bóveda y en las tablas de la obra), por medio de articulaciones metálicas de diseños variados (figura 6.11). La cantidad de "conjuntos" podrá variar en función del espaciamiento entre arcos y de la longitud de la madera. La figura 6.10 muestra las diferentes versiones de los arcos Moll de tres articulaciones (c) (d) y (e), en donde (a) y (b) representan la vista en planta y la sección longitudinal, respectivamente, de una obra horizontal. Los números 1 y 2 representan las piezas de madera; los arcos de acero se representan con el número 3; los números 4 y 5 sirven para designar postes de acero y de madera en la figuras (a) y (b) respectivamente. Ocasionalmente se utilizan "cárceles" o "rellenos" para apoyar los arcos o postes que articulan con los largueros, figuras (f) y (g).

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FIGURA 6.10 Arcos moll de tres articulaciones

FIGURA 6.11 Diseños varios de articulaciones metálicas (Birön & Arioglu, 1987)

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CAPÍTULO 6

6.3.1.4 Mampostería

Se conoce con el nombre de "mampostería" a la unión de elementos pétreos yuxtapuestos que en conjunto forman una estructura de soporte. Los elementos pétreos, llamados individualmente mampuestos, pueden ser naturales (rocas) o artificiales (bloques, tabiques, ladrillos, etc.) (figura 6.12). Cuando un grupo de mampuestos se unen por medio de un cementante o mortero, la mampostería toma el nombre de los elementos; por ejemplo: de piedra y cemento, de piedra y cal, de tabique y cemento, etc. Cuando los mampuestos no llevan cementante intermedio, la mampostería se denomina mampostería seca, en cuyo caso puede ser de elementos labrados y acomodados o simplemente acomodados. Las mamposterías de piedra y cal o cemento son muy usadas como elemento de fortificación en las obras permanentes en el interior de la mina, tales como entradas principales, obras de extracción, de comunicación y de seguridad. En algunos yacimientos se usan para asegurar la estabilidad de los "respaldos" del cuerpo; en otros casos, la mampostería sirve parcialmente como elemento resistente y, parcialmente, para evitar el deterioro de la roca inalterada dejada como soporte por efecto meteórico. Las mamposterías poseen buenas características de resistencia y durabilidad, pero tienen la desventaja de ser demasiado rígidas, de modo que no aceptan grandes deformaciones sin romperse. Con frecuencia las estructuras rígidas de mampostería se ligan a la roca por medio de colchones elásticos constituidos por rellenos de madera (figura 6.15). Todas las mamposterías son teóricamente incapaces de soportar tensiones, por lo que solamente se les puede usar como elementos resistentes a la compresión, razón por la cual se usan en forma de muros, columnas y revestimientos. Cuando deben cubrir "claros" horizontales y/o inclinados, se les debe hacer trabajar exclusivamente a la compresión, diseñando configuraciones cercanas a los arcos o bóvedas.

6.3.1.5 Concreto

El concreto se forma con una mezcla, en proporciones adecuadas, de cemento portland, agua y agregados. Los agregados del concreto tienen por objeto abaratar la mezcla, proporcionándole adicionalmente características físicas de dureza y resistencia al intemperismo. El correcto proporcionamiento de los elementos del concreto consiste en llenar el máximo de espacio con

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agregados gruesos, y los huecos de los agregados gruesos con los agregados finos, cubriendo todas las superficies con el cemento portland, que es el elemento aglutinante que se endurece. La resistencia de un concreto dependerá de su correcto proporcionamiento, de la resistencia de los agregados y del tipo, clase y calidad del cemento empleado.

FIGURA 6.12 Estructura de mampostería

El proporcionamiento común de los constituyentes del concreto se especifica por volúmenes de la siguiente manera: un primer número que en la mayoría de los casos es la unidad, representará el volumen de cemento; un segundo número que generalmente varía entre 1.5 y 3.0, representará el volumen de arena o agregado fino; y el tercer número (entre 2.0 y 6.0), representará el volumen de agregado grueso o grava; por lo que así, 1:2:3 representará un concreto con una parte de cemento, dos de arena y tres de grava, lo que daría como resultado un concreto rico en cemento. Una proporción 1:3:6 correspondería a un concreto pobre en cemento. Existen numerosas investigaciones relacionadas con la resistencia del concreto que salen de los alcances y objetivos de estas notas, por lo que únicamente se señalará que es indispensable agregar agua a la mezcla, para efectuar las reacciones químicas del fraguado. El agua también

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CAPÍTULO 6

resulta determinante en la fluidez y manejabilidad del concreto, mejorando estas características a medida que aumenta la proporción de agua. Desafortunadamente el exceso de agua produce pérdida de cemento y de los agregados finos, a tal grado, que se debe especificar una cantidad mínima de agua para obtener la máxima resistencia dentro de ciertos límites. En la actualidad, se suele agregar al concreto pequeñas cantidades de ciertos productos químicos que modifican sus propiedades naturales: dispersores que permiten obtener concretos impermeables, retardadores y aceleradores de fraguado, productos que disminuyen o aumentan el calor producido durante la reacción exotérmica del fraguado, productos que forman burbujas de gas dentro del concreto para hacerlo más ligero y otros. La teoría supone que el concreto no resiste esfuerzos de tensión, y aunque en realidad esto no resulta del todo exacto, el supuesto anterior facilita grandemente los cálculos del concreto. Normalmente, se le hace trabajar a esfuerzos de compresión y a pequeños "esfuerzos cortantes", como medida de la "tensión diagonal". Los grandes esfuerzos de tensión, los cuales resultan inevitables, se toman por medio de refuerzos especiales de acero corrugado (varillas), tensores especiales o cables de acero, incluyendo las grandes tensiones resultantes de ciertos esfuerzos cortantes. Las fatigas de trabajo a la compresión en el concreto varían de 50 a 300 kg/cm2, lo cual viene a representar entre el 40 y el 60% de las fatigas de ruptura del concreto a los 28 días cuando se trata de cemento normal y a los 14 días si el cemento es de fraguado rápido. En el acero se llegan a aceptar fatigas a la tensión comprendidas entre 1100 y 5500 kg/cm2 según el tipo de acero puesto en juego. Se pueden aceptar fatigas mayores en aceros retorcidos en frío y en cables de alambres múltiples. Se debe mencionar que debido al constante progreso tecnológico en la elaboración y cálculo del concreto y del acero, siempre que se trate de un trabajo suficientemente grande o costoso, se deberá consultar con el especialista en el tema.

6.3.1.6 Materiales mixtos

Como su nombre lo indica, son sistemas de fortificación en los que se emplea una combinación de dos o más materiales de construcción de los ya señalados en los incisos anteriores.

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Cuando se utilizan fortificaciones mixtas, se debe considerar que las estructuras resultantes tendrán características resistentes que participan de las de sus componentes, tanto en lo referente a sus propiedades físicas como en lo relacionado con su costo. Para ilustrar los sistemas de soporte con materiales mixtos, se hará uso de las ilustraciones que a continuación se presentan: La figura 6.13 muestra una combinación se soportes de acero con mampostería y madera aplicable en la fortificación de obras horizontales. La figura 6.14 ilustra diversos tipos de uniones para soportes de acero (cabezales), con postes de madera. La figura 6.15 detalla las estructuras mixtas de mampostería y madera, aplicables en obras horizontales.

6.3.2 Clasificación de los elementos de fortificación en función del tipo de esfuerzo al que serán sometidos

De acuerdo con este concepto, los elementos de fortificación serán clasificados según la clase de elemento estructural que constituyan o según el lugar que ocupen dentro de la estructura. En función de los esfuerzos que soportan, las piezas que forman una estructura pueden trabajar a compresión simple, a flexión, a cortante o a esfuerzos combinados. De lo anterior se desprende que los elementos básicos de una estructura se comportan normalmente como vigas libremente apoyadas, vigas continuas, elementos en cantileever, vigas empotradas o semiempotradas (en uno o en ambos extremos), columnas con carga axial, trabajando como piezas cortas o largas y columnas con carga excéntrica. A continuación se hace una breve descripción de cada uno de los elementos arriba citados, llamándolos por su nombre común en la jerga minera. Estructuras mixtas

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CAPÍTULO 6

FIGURA 6.13 Estructuras de acero, mampostería y madera

Estructuras mixtas

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FIGURA 6.14 Soportes de acero y madera para obras horizontales

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CAPÍTULO 6

Estructuras mixtas

FIGURA 6.15 Estructuras de mampostería y madera

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CAPÍTULO 6

Cabezal Elemento alargado generalmente usado en posición horizontal, que trabaja como viga libremente apoyada y en ocasiones con compresión axial. Cuando es de madera, su sección puede ser circular, cuadrada o rectangular. Cuando es de acero, se emplea en secciones tipo "I", "H", o "U", aunque frecuentemente también se usan rieles nuevos o de desecho. Cuando los cabezales son de materiales mixtos, se emplea concreto reforzado con acero corrugado o madera reforzada con cable de acero. Cuando está semiempotrado, usualmente se emplean conectores o uniones metálicas. Los cabezales se usan para sostener las rocas y otros elementos de fortificación localizados en la parte superior de las obras o "techos". Generalmente son perpendiculares al rumbo de las obras, las cuales suelen ser socavones, frentes, túneles, cruceros, cañones, niveles, etc. Los cabezales son requeridos donde se necesite un elemento que trabaje como viga libremente apoyada o continua, colocado en la parte superior y sobre elementos verticales o sensiblemente verticales (postes). Al conjunto anterior se le conoce como "marco incompleto" o "marco de tres elementos" (figura 6.17). Larguero Es un elemento similar al cabezal, que generalmente trabaja como viga continua en varios claros. Se usa en posición horizontal perpendicular a los cabezales locales. Ocasionalmente une varios cabezales, resultando una estructura ideal en el ademado o fortificación de un tiro, donde viene a constituir el elemento de mayor longitud. Trabaja a esfuerzos axiales combinados con esfuerzos de flexión (figura 6.16). Separador o botador Es otra pieza similar al cabezal que se emplea para evitar que marcos adyacentes tiendan a "cerrarse"; en este caso su colocación es perpendicular a los cabezales de los marcos. También se emplea en las estructuras de fortificación de tiros, uniendo dos largueros horizontalmente y separando dos claros o compartimientos consecutivos de un tiro. En este segundo caso, su colocación resulta paralela a los cabezales (figura 6.16).

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FIGURA 6.16 Fortificación con marcos de madera

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CAPÍTULO 6

FIGURA 6.17 Marco de madera para fortificación de un tiro de dos claros

Solera o umbral Elemento horizontal que corresponde a la contraparte del cabezal; es decir, su colocación es en la parte inferior del marco, sobre el piso de la obra, uniendo los elementos verticales (postes) en el piso. Cuando existen dos columnas o postes unidos en su parte superior por un cabezal y en su parte inferior por una solera o umbral, se forma un "marco completo" (figura 6.17). Cuando falta la solera (que resulta ser el caso más general), se tiene un "medio marco", "marco incompleto" o "marco de tres elementos". En ocasiones, se denomina también como "medio marco", al marco incompleto cuyos pies derechos no llegan al piso de la obra, si no que se apoyan en muescas labradas en la roca de las paredes de la obra a una distancia que varía entre 0.40 y 1.00 m por encima del piso (figura 6.18). Puntal Básicamente es un elemento que sirve para trabajar como columna, aunque no siempre en posición vertical, pues puede trabajar inclinado. Fundamentalmente trabaja a esfuerzos de compresión axial, pero algunas veces se le aplican esfuerzos combinados debido a cargas laterales repartidas o concentradas en toda su longitud.

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FIGURA 6.18 Medio marco

Generalmente son de madera de sección circular, pero también se llegan a usar con secciones rectangulares o cuadradas. En algunos sistemas de explotación se emplean puntales metálicos de sección "I", "H", "U" y "O"; algunas veces, de longitud ajustable (figura 6.19). Los puntales pueden colocarse en grupos sosteniendo largueros que trabajan como vigas continuas. Existen casos (cuando los "respaldos" de las vetas son más o menos resistentes), que se utilizan en gran extensión para sostener pisos provisionales que soportan cargas constituidas por mineral tumbado. En tales circunstancias, se pueden hacer huecos en la roca para empotrar o semiempotrar los extremos, dándoles un carácter especial semejante al de las "llaves". No se acostumbra llamar "llave" a un puntal inclinado aunque tenga "cárcel" en sus extremos. Llave Elemento horizontal similar en todo a un cabezal, con la salvedad de que sus extremos están empotrados o semiempotrados en alveolos o "cárceles" abiertos en la roca. En ocasiones el empotrado se logra mediante colados de concreto o "ahogando" los extremos de la "llave" en mampostería de cemento o cal. Las "llaves" se emplean para sostener algunos largueros en los ademes de tiros; para soportar pisos artificiales de trabajo (tapancos); pisos para máquinas o para propósitos gene-

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CAPÍTULO 6

rales de fortificación, con la sola condición de que su colocación sea horizontal con los extremos empotrados o semiempotrados (figura 6.19, b). Poste Elemento estructural cuyo trabajo esencial es el de resistir cargas axiales. Los postes trabajan como columnas solamente cuando forman parte de un marco completo o de un medio marco. Pueden resistir cargas laterales moderadas que le obligan a resistir esfuerzos mixtos. Con frecuencia se hacen sinónimos los términos "poste" y "puntal", ya que de hecho lo son, pero existe la tendencia a señalar como puntal al poste inclinado y como poste al puntal vertical que trabaja con carga axial.

oste, puntal o pie derecho

b) Llave

FIGURA 6.19 Estructuras de soporte diversas

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Pie derecho En algunas localidades, a un puntal o a un poste aislado se acostumbra llamarlos "pie derecho". Pueden usarse varios pies derechos en la misma obra, pero en general cada uno de ellos trabaja aisladamente a falta de empotramiento, ligas, ábacos o carteles, por lo que puede afirmarse que trabajan a esfuerzos de compresión simple axial. Huacal Elemento estructural formado por varias piezas que trabajan casi exclusivamente a esfuerzos de compresión axial; funciona como una columna corta. Debido a su forma y magnitud, resisten esfuerzos muy grandes lo que viene a hacer de ellos elementos insustituibles cuando se trata de equilibrar o detener grandes bloques que han iniciado movimientos lentos. Los "huacales" más sencillos y fáciles de construir son verdaderas pilas de durmientes o piezas de madera de sección cuadrada. Cada piso o capa está formado por dos piezas, las cuales combinadas con capas sucesivas, integran estructuras con forma de huacal (figura 6.19). Otro tipo de huacal más resistente es el huacal relleno, que no es otra cosa que la estructura descrita líneas arriba y mostrada en la figura 6.19, pero rellena de rocas de material estéril, con lo que se forma una columna de mayor resistencia a los esfuerzos de compresión. Pilares Los pilares más elementales están formados por capas sucesivas de más de dos piezas de madera de sección cuadrada o rectangular, apilados en forma semejante a la descrita para los "huacales". La diferencia con los "huacales", es que al colocar las piezas que forman una capa (una a continuación de otra cara a cara), no dejan el hueco central, formando una estructura compacta en forma de columna, mucho más resistente que los "huacales huecos" (figura 6.20). Otra forma de construir pilares es a base de muros de mampostería que formen una gran columna (o huacal), cuyo centro se rellena con fragmentos de roca sin cementante para darle mayor compacidad y resistencia. Una variante de este tipo de pilares está constituida por muros de retención agrupados en pares, entre los cuales se coloca un relleno de roca para formar pilares alargados, de gran utilidad para soportar obras en yacimientos sedimentarios (mantos de carbón). Para la fortificación de obras de gran desarrollo horizontal, tales como cañones, túneles, frentes, niveles de acarreo, etc., se suele construir un muro de mampuestos que retiene a un relleno de roca fragmentada colocada entre el muro y una de las paredes de la obra (figura 6.20).

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CAPÍTULO 6

a) Pilar de madera "macizo"

c) Pilares alarados

b) Pilar de mampostería relleno

d) Muro de contención FIGURA 6.20 Pilares diversos

También se conoce con el nombre de "pilar", a la roca o mineral que se deja sin remover, ya sea en la vecindad del tiro para protección de éste o bien en los rebajes de producción para

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sostener el techo. Los pilares in situ dentro de los rebajes de hecho constituye un sistema de explotación minera conocido como "salones y pilares". Abrazadera, unión o liga Es un elemento estructural generalmente de madera y de forma tabular, que se usa para unir grupos de postes, para proporcionarles rigidez de conjunto. Algunas veces se usan para unir una serie de tres o más postes (figura 6.21) a lo largo de un camino, para impedir que alguno de ellos, debido a falta de carga axial, se incline y/o se caiga. En general, las abrazaderas o uniones no poseen gran resistencia propia, sino que sirven solamente para colocar y conservar en su lugar las piezas sujetas a esfuerzo. También se usan para sostener en posición correcta a un grupo de pies derechos que en conjunto realizan el trabajo de un pilar. Tupido o enraje Fundamentalmente un "tupido" consiste en un entarimado, colocado sobre los cabezales y postes de marcos continuos, cuyo objetivo es el prevenir la caída de rocas del techo y paredes dentro de la obra. Partiendo del hecho de que nunca deberá permitirse un hueco entre la fortificación y la pared o techo de la obra, existe la posibilidad de que si una roca de peso y volumen considerable se desprende de un techo situado a más de 1.00 m por encima del marco, rompa el cabezal. Esta posibilidad se elimina formando un "techo" de madera sobre los marcos, donde los tablones o rajas (de aquí la denominación "enraje") reparten los esfuerzos del "caído" entre varios marcos, sirviendo también de "cama" para llenar el hueco preexistente ya sea con los fragmentos desprendidos o bien con madera o "leña" de desperdicio, eliminando la posibilidad de que más rocas se desprendan, ya que los espacios ahora están rellenos de roca y madera. El sistema de techos sobre los marcos funciona como un grupo de vigas continuas, con tantos apoyos como cabezales alcancen a unir. El sistema está formado por tablones de madera (en espesores convenientes), piezas cilíndricas o semicilíndricas de diámetros menores a 10 cm (figuras 6.13, 6.15, 6.17, 6.18 y 6.21.). Piso, tapextle, tarango o tapanco Con frecuencia durante los trabajos de explotación minera, se hace necesario construir un piso que no coincida con el nivel del terreno. En tales casos, se ensambla un piso de madera formado por tablones, troncos (rollizos), rajas o cualquier otro tipo de material o estructura afín, el cual se denomina "tapextle", "tarango" o "tapanco".

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CAPÍTULO 6

FIGURA 6.21 Estructuras auxiliares de madera

En ocasiones, como por ejemplo durante el cuele o ahonde de un tiro, se requiere de un piso que no es propiamente de trabajo, sino que sirve como tarima para colocar sobre ella las herramientas de perforación durante la detonación de los explosivos, sin necesidad de alejarlas demasiado del lugar de la operación; en estos casos, se usa un tarango colocado a unos cuatro o cinco metros por encima del fondo del tiro, suficientemente alto como para evitar el impacto de las rocas fragmentadas durante la voladura. Cuando se requiere un piso provisional para el mantenimiento del tiro, también se puede construir una estructura de este tipo, llamada fondeo.

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Durante los trabajos de producción dentro de los rebajes, algunas veces se requiere de un piso artificial para alcanzar las rocas de las partes altas cuando se trabaja sobre un espacio vacío o sobre roca suelta. En estos casos se coloca el tarango o tapanco para poder trabajar sobre él y poder alcanzar los objetivos. En las obras verticales que se usan como caminos, ya sea para comunicación entre niveles, accesos a los rebajes o como camino de emergencia, se especifican longitudes máximas para cada tramo de escalereado, colocando en los extremos de cada uno de ellos un "descanso", el cual también se considera como un "tapextle", "tarango" o "tapanco" (figura 6.21). Escaleras En las minas subterráneas se usan con mucha frecuencia escaleras (generalmente de madera), para establecer una comunicación física entre los diferentes niveles de la mina y acceso a los rebajes de producción. En los albores de la minería, las escaleras eran troncos de madera a los cuales se les labraban unas muescas que hacían las veces de peldaños, motivo por el cual se conocieron como escaleras de muesca. Los actuales reglamentos de seguridad prohiben terminantemente el uso de las escaleras de muesca; aprueban el uso de escaleras comunes formadas por dos largueros y una serie de travesaños clavados firmemente a los primeros. En función de la pendiente se permite el uso de escaleras más o menos largas, pero en ningún caso se recomienda "descansos" o entrepisos colocados a más de cuatro metros, ni largueros mayores de seis metros. Los travesaños deben colocarse a intervalos máximos de cincuenta centímetros, aunque el espaciamiento promedio es de treinta. Tanto los largueros como los escalones, deben ser de madera de buena calidad, sin filos ni astillas sueltas o puntas libres para que puedan ser asidos firmemente con comodidad y confianza. Conviene que la unión entre los largueros y los travesaños se haga por medio de un ensamble firme, de preferencia a "media madera", empleando para ello un clavo capaz de resistir el esfuerzo normal, aunque lo recomendable es que se usen cuando menos dos clavos en cada ensamble (figura 6.22). En obras de muestreo o exploración de minas viejas u obras abandonadas, son de suma utilidad las escaleras de tipo "marino", con largueros de cable de acero y travesaños de varilla, tubo o madera (figura 6.22). Por ser trabajos de excepción, en estos casos se permiten tramos más largos, pero se recomienda el uso de cables de seguridad de amarre personal o cualquier otro dispositivo afín. Las escaleras permanentes deben diseñarse para máxima seguridad y comodidad, con huellas planas, horizontales y amplias. Cuanto más amplias sean las huellas, más pequeño deberá ser el peralte o separación entre los planos de los escalones. Deben llevar pasamanos de seguridad.

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CAPÍTULO 6

FIGURA 6.22 Diversos tipos de escaleras

Bloques, cuñas y castigos Cuando se desea que un elemento de fortificación deba ser ajustado a una determinada longitud para que entonces trabaje a compresión axial, será necesario primero ajustar su tamaño para inmediatamente después obligarlo a tomar la carga. Lo anterior se consigue ajustando uno o más "juegos" de cuñas, generalmente de 10 cm de ancho y 30 cm de longitud, con una altura que varía de 10 cm en un extremo a cero en el otro. Ocasionalmente se hace necesario el uso de cuñas más planas o más gruesas. Las cuñas se deben usar siempre en "juegos" de dos, con las puntas opuestas, de manera que al irse cruzando necesiten un espacio prismático más ancho, produciendo presión entre los elementos que se pretende acuñar. Cuando el espacio que se debe ajustar es más ancho que las cuñas, se pueden usar dos o más juegos de cuñas, uno al lado de otro. Cuando sea demasiado grande el

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ajuste requerido, el hueco puede rellenarse con un bloque de madera de tamaño adecuado, de modo que después sólo sea necesario un juego de cuñas para dar la presión. La maniobra de ajuste y apriete de los juegos de cuñas para producir la presión, se hace por medio de golpes de marro o martillo. A este acto de "apretar", con frecuencia se le llama "castigar" a los elementos que reciben la presión. También se denominan "castigos" a los elementos, materiales, bloques y cuñas con los que se efectúa la maniobra.

6.3.3 Clasificación de los elementos de fortificación en función del tipo de obra minera en que se usen

Este inciso hará una descripción de las principales estructuras de fortificación descritas con anterioridad, considerando su mejor aplicación en función del tipo de obra subterránea donde se vayan a aplicar. OBRAS HORIZONTALES (Túneles, socavones, frentes, cruceros) Son obras de gran desarrollo horizontal cuya función es la de dar acceso, comunicación, exploración o desarrollo. En su sección transversal se puede apreciar la existencia de un piso plano sensiblemente horizontal, muros o paredes laterales irregulares casi verticales y un techo o cielo plano, abovedado o semielíptico. Sus dimensiones varían en anchos que van desde 0.90 hasta 5.0 m y alturas que oscilan entre 1.0 y 4.0 m o más, según la función específica que desempeñe. Cuando la obra está colada en rocas clasificadas dentro del grupo "A", independientemente de sus dimensiones, se mantienen abiertas por largo tiempo sin necesidad de fortificación alguna. En rocas del grupo "B", se suelen emplear postes o puntales aislados ya sea de madera o de metal; llegándose a emplear también con gran éxito los "pernos de anclaje". A medida que se pasa de rocas del grupo "B" a las del grupo "C", se hace necesario aumentar el número de postes y reducir el espaciamiento entre ellos. Si la estabilidad y la calidad de la roca se deteriora, se pueden unir los postes en su parte superior para convertirlos en "medios marcos" (dos postes y un cabezal). Si la roca sigue siendo muy inestable, se pueden colocar enrajes entre los cabezales y la roca del techo y entre los postes y las paredes laterales. Cuando la roca pasa a formar parte de las clasificadas dentro del grupo "D", los marcos tendrán que ser más robustos y más cercanos entre sí, por lo que se tendrá que estudiar la posibilidad de transformarlos en marcos completos mediante la colocación de una "solera" o "umbral". En cierto

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CAPÍTULO 6

tipo de obras permanentes se suele emplear muros de mampostería para sostener cabezales de vigas metálicas ("I", "H", "U") o rieles; y en casos extremos, se requerirá el colado de losas de concreto reforzado. Cuando se requiere intersectar dos obras horizontales como las señaladas líneas arriba (ejemplo: crucero y frente o crucero y socavón), se hará necesario el uso de marcos especialmente diseñados para tal fin, con cabezales más largos y robustos que en ocasiones llegan a ser verdaderos largueros, para recibir tres o más cabezales, con objeto de suprimir los postes o pies derechos y permitir claros más grandes. OBRAS VERTICALES Pozos y contrapozos Son obras de sección transversal relativamente pequeña, pero de gran desarrollo sensiblemente vertical o inclinado hacia cualquier lado. Su sección transversal puede ser circular, cuadrada, rectangular y algunas veces irregular. Las dimensiones de estas obras pueden variar desde menos de 1.0 hasta 5.0 m o más. También se usan para comunicación, exploración, desarrollo o explotación. Cuando se cuelan de abajo hacia arriba, se llaman "cielos", "contracielos" o "contrapozos"; y cuando se cuelan de arriba hacia abajo, se nombran "pozos". Durante la etapa de cuele de estas obras se requerirá de la construcción provisional y/o permanente de escaleras de acceso o de circulación y la de pisos de trabajo (tarangos, tapextles o tapancos). Generalmente estos pisos provisionales están formados por tablones apoyados sobre llaves acuñadas, de tal manera que se puedan retirar fácilmente en el momento previo a la voladura, evitando con esto que se rompan y se deterioren. A medida que avanza la obra, se tendrán que subir estos pisos de trabajo. Tiros y contratiros Por definición, los tiros son obras principales de acceso, sensiblemente verticales o inclinadas, las cuales son coladas de arriba hacia abajo. Poseen una comunicación al exterior y conectan con los niveles principales del interior de la mina. Para su operación, deben ser equipados con malacate, calesa, skips y/o botes de manteo, dejando un "claro" libre para alojar tuberías de aire comprimido y agua, cables eléctricos y camino escalereado de emergencia. Los contratiros cumplen con las mismas funciones, con la diferencia de que no poseen comunicación directa al exterior y su cuele puede ejecutarse de abajo hacia arriba, si existen obras a mayor profundidad que lo permitan (como si fuera un contrapozo).

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Los tiros son las obras más importantes de una mina subterránea, por lo que deberán permanecer abiertos y casi con sus dimensiones originales de diseño durante toda la vida operativa de la mina, dado que es a través de esta obra por donde se transportará al interior equipos, materiales y personal, y se extraerá el mineral. Por lo general son de sección cuadrada y rectangular, aunque a últimas fechas debido a avances tecnológicos en materia de equipos para el cuele de tiros, también pueden tener secciones circulares y elípticas con dimensiones que varían entre 2.50 × 2.00 y 3.00 × 6.00 m o en diámetros que van de 2.00 a 6.00 m. Dependiendo de las dimensiones del tiro y de la clase de roca en que sean colados, se dispone de diversos diseños para las obras de fortificación. Independientemente de que sea o no necesario el reforzamiento de la obra, se deben instalar estructuras especialmente adaptadas para la circulación del equipo mecánico requerido para el transporte vertical de personas y materiales (calesas y skips), de modo que durante la etapa de diseño de la fortificación, se deberán tener presentes dos factores: las estructuras necesarias para la fortificación de la roca y las estructuras requeridas para su operación mecánica. Algunos tiros están ademados con concreto reforzado en gran parte de su extensión, aunque es común hacerlo en el "collar" o "brocal" y en algunos metros por debajo (5 a 15 m). Cuando el ademado se extiende más allá de la zona del brocal, generalmente se debe a que el tipo de roca sobre el cual está alojado, es poco competente (grupos "D" y “E") y a veces por la gran abundancia de aguas subterráneas y escurrimientos de superficie. En algunas localidades se ha tenido que recurrir al congelamiento del agua contenida en la roca para poder efectuar el colado de concreto. Los marcos de un tiro deben ser de madera labrada de la mejor calidad, constituidos por dos largueros y dos cabezales para formar un rectángulo (figura 6.16). El rectángulo formado se divide en dos o más secciones por medio de "separadores", para formar los claros. Los marcos se unen verticalmente por medio de "pies derechos", "puntales" o "postes", ya sean intermedios o de esquina. Para "cargar" axialmente los postes entre un marco y otro, se hace uso de ganchos o tirantes metálicos de varilla de 15 a 31 mm de diámetro (figura 6.23), arandelas y tuercas, ejerciendo un efecto de compresión. En esta forma un marco de tiro queda "colgado" del inmediato superior por medio de los ganchos, y separado de él, por medio de los postes.

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FIGURA 6.23 Tirantes para marcos de tiros

Para fijar los marcos contra las paredes del tiro, se colocan bloques y cuñas en cada marco con objeto de mantenerlo "castigado" contra la roca, siempre y cuando la consistencia y estabilidad de ésta lo permita; en caso contrario, se tendrá la necesidad de colocar "llaves encarceladas" en cemento para lograr la fijación. Cuando la roca de las paredes presenta bloques sueltos o que amenacen con moverse, se deberá proteger el tiro con "tupidos" o" enrajes" suficientemente resistentes como para impedir el paso de rocas sueltas a los claros. Otra opción viable puede ser el uso de malla ciclónica y concreto lanzado para proteger las paredes contra los efectos del agua y del intemperismo, en los casos que lo amerite.

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Por lo general los tiros poseen un claro destinado a camino de escaleras, a través del cual se proporciona mantenimiento y supervisión tanto al tiro como a su estructura y al equipo que aloja. Las escaleras pueden ser de madera o de metal sujetas firmemente a los marcos, con tapancos o descansos al final de cada tramo (figura 6.24).

FIGURA 6.24 Profundización de un tiro, mostrando ademe y maniobras de rezagado con cucharón

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Las calesas skips o botes de manteo funcionan como los ascensores de un edificio, colgados de cables de acero y operados desde la superficie mediante un malacate de tambor accionado por un motor (eléctrico o de combustión). Las calesas, botes y skips de manteo se deslizan sobre rieles verticales llamados "guías", las cuales evitan el "cabeceo" del aparato y consecuentemente el daño al tiro y a su estructura. Dependiendo del tipo de freno de emergencia ("perros") con el que estén equipadas las calesas y skips, las guías podrán ser de madera o de metal (figura 6.24). REBAJES En la terminología de las minas subterráneas, se llama "rebaje" al lugar de trabajo de donde se obtiene el grueso de la producción mineral de un yacimiento. En general, el nombre de rebaje se refiere a trabajos realizados en obras subterráneas, pues en las operaciones a cielo abierto la terminología es diferente. La fortificación en los rebajes se puede hacer de muchas y muy distintas maneras, empleando para ello algunas de las estructuras ya descritas. En rebajes particularmente débiles alojados en rocas del tipo "D" o "E", los sistemas de fortificación se vuelven tremendamente complejos y caros, y a menos que las leyes contenidas en el mineral sean de muy alto valor, no se justificaría su aplicación. Lo anterior obedece fundamentalmente al alto precio que hoy en día tiene la madera y a su cada vez mas creciente escasez. Entre los sistemas de explotación que demandan mayor cantidad de madera, se puede citar el llamado square set que se traduciría como cuadros conjugados, actualmente en desuso por las razones expuestas. En el sistema de square-set la fortificación debe realizarse con "marcos de rebaje" o "marcos completos", formados por marcos simples que se colocan, se entallan, se ensamblan y se fijan como si se trataran de las aristas de cubos yuxtapuestos en todas direcciones (figura 6.25). Cuando los cubos son reforzados mediante piezas diagonales en las caras verticales, se denominan "marcos cuadrados reforzados", en cuyo caso las diagonales se ubicarán en la cara donde se ejerce el mayor esfuerzo de compresión (figura 6.26). La madera se deberá usar en las dimensiones que aconseja la práctica, tomando en cuenta los costos de materiales y mano de obra y los esfuerzos por soportar. En algunos casos los esfuerzos llegan a ser tan grandes, que se hace necesario rellenar con rocas (usualmente material estéril), los huecos formados por los marcos, conservando únicamente los caminos y accesos al rebaje.

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Otro tipo de diseño para estas fortificaciones son los conocidos como "marcos triangulares", que son marcos semejantes a los anteriores, pero formando prismas triangulares yuxtapuestos, tal como se ilustra en la figura 6.26. En depósitos sedimentarios (mantos), como el caso de algunas minas de fierro, carbón, manganeso, etc., se suelen usar postes, puntales, columnas o pilares de diversos tipos y materiales (fierro, madera, mampostería, in situ o combinados) que se ajusten a los sistemas locales de explotación y a las condiciones particulares del yacimiento.

FIGURA 6.25 Diferentes tipos de entalles (ensambles) usados en ademados de minas subterráneas

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FIGURA 6.26 Diferentes tipos de marcos de rebaje

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Rebajes de piso Variante en donde el sentido de la explotación se lleva en forma descendente (vertical o inclinada). La característica principal consiste en que los trabajadores se encuentran laborando sobre un piso firme y seguro in situ, el cual va a ser explotado. Si se trata de un yacimiento de gran tamaño, la fortificación puede hacerse a base de "marcos de rebaje", pilares del mismo material labrados in situ y puntales de madera o mampostería. Los sistemas de explotación por hundimiento, tales como "rebanadas descendentes", requieren de grandes cantidades de madera para formar techos artificiales que soporten temporalmente el peso del "hundido superior" durante la etapa de extracción. En otros sistemas de hundimiento, el propio material del encape hundido hace las veces de "estructura" de soporte (ejemplo hundimiento por subniveles y hundimiento de grandes bloques). Rebajes de cabeza Se llama así a cualquier tipo de rebaje cuyo sentido de avance es ascendente, ya sea vertical o en forma inclinada. Dependiendo de la forma y dimensiones del yacimiento, existen variantes en los sistemas de explotación, pero en la generalidad de los casos, se trabaja parado sobre mineral previamente cortado ("tumbe sobre carga") o sobre material de relleno (tepetate o arenas de jal de la planta de beneficio), como en el "corte y relleno". En estas variantes se utiliza poca o ninguna fortificación, ya que el propio mineral cortado o el relleno estéril, actúan como elementos de soporte dentro de los rebajes, evitando que éstos tiendan a "cerrarse" por efecto de presiones laterales. Para el soporte de techos, en caso de requerirlo, se emplean puntales, huacales o pilares in situ, que se quedarán en el interior del rebaje, "enterrados" en la rezaga o en el relleno y sin posibilidad de recuperación. Ocasionalmente en los sistemas de "corte y relleno", se emplean marcos de rebaje, cuadrados, reforzados o triangulares. Tolvas Dentro de los trabajos de fortificación se deben considerar las tolvas, “alcancías" o "chutes", que sirven de vías de extracción del mineral de los rebajes y como almacén temporal de la producción recién cortada. Estas estructuras para la extracción y almacenaje temporal de minerales dentro de la mina, deben tener sus respectivas compuertas de descarga mediante las cuales se facilitan grandemente los trabajos de cargado de carros mineros que transportan su carga por los niveles de acarreo. La figura 6.27 muestra el detalle de la compuerta de una tolva de extracción.

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FIGURA 6.27 Compuertas para tolvas de extracción

La extracción del mineral producido en los rebajes se hace a través de contrapozos colados para tal fin, los cuales comunican en su parte inferior con el nivel de arrastre o acarreo. Para proceder, el mineral tumbado en el rebaje es "arrastrado" hacia la boca de la "metalera" o contrapozo de extracción, para dejarlo caer por gravedad en este espacio tubular de sección cuadrada hasta el "chute" o compuerta de control, de donde será extraído y transportado por los carros mineros.

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Cuando el contrapozo de extracción, metalera, chute o alcancía, se encuentra alojado en rocas poco resistentes a la abrasión, se acostumbra fortificarlo recubriendo toda su extensión con madera. Cuando el sistema de explotación se lleva por "rebajes de cabeza" (ejemplo: "corte y relleno y tumbe sobre carga"), los contrapozos de acceso y de extracción tendrán que ir "creciendo" dentro del rebaje a medida que avanzan los trabajos, formando contrapozos "artificiales" a base de madera rolliza o de sección cuadrada, ensamblados en la forma que muestra la figura 6.28.

FIGURA 6.28 Ensambles para contrapozos de extracción

Estaciones subterráneas y ventanillas En la intersección de obras horizontales con un tiro (conocidas con el nombre de "ventanillas") y en ciertos lugares del interior de la mina donde se hacen instalaciones especiales para plantas de bombeo y transformadores, almacenes, comedores, etc., se requieren recintos con dimensiones especiales, mayores que las obras de carácter general. A estas recintos se les llama "estaciones". En toda clase de estaciones subterráneas y ventanillas, se puede necesitar una fortificación especial, la cual generalmente se hace a base de marcos reforzados que poseen elementos de madera más robustos, a veces dobles, triangulados o "acartelados" en sus esquinas (figura

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6.29). Con frecuencia se construyen estaciones con muros y techos de concreto reforzado, de mampostería o mixtos, principalmente de madera y acero o de concreto y acero.

FIGURA 6.29 Marcos de estación y de ventanilla

6.3.4 Clasificación de los elementos de fortificación en función del tipo de rocas en que se van a utilizar

Es poco lo que se puede agregar además de lo tratado hasta aquí. De hecho, las rocas del tipo "A" no requieren fortificación. Los accesorios que se colocan en las paredes de las obras tienen por objeto sostener ductos u otros elementos, como puentes, escaleras, pisos de trabajo, puertas y toda clase de instalaciones "ligeras". Las rocas del tipo "B" requieren fortificación en un sólo sentido (columnas, pies derechos, puntales, pilares y pernos de anclaje). La experiencia local señalará las directrices generales que deben seguirse en lo relativo a materiales, dimensión de las obras, sistemas de explotación, tamaño de las piezas, etc. Las rocas del tipo "C" (con varios sistemas de planos de fracturas), requieren trabajos de fortificación más completos, abundando los "enrajes" en los marcos y medios marcos, y emplean-

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do puntales como elementos auxiliares. Las mamposterías y sistemas mixtos se hacen necesarios en estaciones, puertas caminos, tiros, etc., especialmente los concretos reforzados y el acero. La madera debe ser más gruesa y resistente, haciendo necesario una estrecha supervisión y mantenimiento. Las obras abandonadas se "cierran" en poco tiempo y los marcos de tres piezas, llegan a hundir los extremos inferiores de sus postes disminuyendo la altura de caminos y rebajes. Piezas de 35 a 40 cm de diámetro por 1.80 m de altura, se "acortan" hasta quedar de 1.0 m en unos cuantos meses. Se mantienen en su sitio, sólo mediante la ayuda constante de nuevos marcos colocados a un metro de distancia centro a centro. Las rocas del tipo "D" tales como fragmentos sueltos o arenas, al igual que las del tipo "E", constituidas por materiales plásticos, requieren de sistemas de fortificación bien planeados, más completos y resistentes que cualquier otro diseñado para rocas "A”, “B" o "C". Obligan a usar elementos más "cerrados" y materiales mixtos, principalmente concreto reforzado En casos extremos o en los sistemas de explotación para materiales sueltos y arenas, se puede llegar a usar en el avance de las obras horizontales, el método de "estaca cortadora", también conocido como "tabla-estacado" (figura 6.30). En otros casos, se usan sistemas similares llamados "escudo cortador", donde la máquina se protege durante su avance con gatos hidráulicos telescópicos que ejercen presión sobre las paredes, mientras se coloca el ademe permanente formado por piezas de concreto armado de sección semicircular (dovelas) hasta formar un "tubo" o túnel circular. Cuando se presentan dificultades adicionales como la presencia de agua en abundancia, inútil sería señalar que los costos de operación se elevarían hasta hacer incosteable la congelación general de la roca para poder avanzar y colocar las fortificaciones más adecuadas.

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FIGURA 6.30 Fortificación en arenas ("tabla-estacado")

6.4 Pernos de anclaje El entendimiento científico del comportamiento global de los macizos rocosos en torno a las excavaciones subterráneas, así como de los elementos de fortificación relacionados con ello, es relativamente reciente. Aun cuando ya desde fines del siglo pasado han existido soluciones analíticas a este tipo de problemas, ha sido necesario el avance tecnológico en varias líneas de trabajo para que hubiese un progreso real y tangible. Por una parte se ha necesitado de la experiencia acumulada y la aparición de nuevos sistemas de sostenimiento y por otra, un mejor conocimiento del comportamiento mecánico de los macizos rocosos, unido al desarrollo de nuevas teorías y métodos de cálculo con computadora. Actualmente la idea de que el objetivo fundamental de los sostenimientos es el de proporcionar un refuerzo o ayuda al macizo rocoso en el momento oportuno para que resista, está relativamente generalizada. En todo caso, la mecánica de rocas actual posee instrumentos suficientes para enfrentarse técnicamente a casi todos los problemas de ingeniería en las excavaciones subterráneas.

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Uno de los elementos que más ha contribuido a este hecho ha sido la aparición de nuevos sistemas de soporte, tal y como es el caso de los sistemas de "pernos de anclaje", los cuales empezaron a ser usados a comienzos de los años cincuenta, especialmente con el concepto de sostenimiento suspendido en medios estratificados. El anclaje, por su flexibilidad mecánica y operativa, y por la rapidez de su colocación, es especialmente útil para el sostenimiento de obras mineras. Los pernos-ancla se utilizan con mucha frecuencia en el ademado de galerías principales de extracción y ventilación de los trabajos de minado de carbón por salones y pilares, así como en los tiros inclinados y cañones de acceso de frentes largas; ocasionalmente se usan en las mismas frentes largas, en el avance de túneles y en rebajes de minas metálicas. También suelen ser empleados conjuntamente con malla ciclónica y revestimientos de cemento lanzado ("zarpeo"), en frentes, niveles de acarreo, ventanillas, comedores, estaciones de bombeo y salones de usos múltiples en minas metálicas donde se presentan problemas de inestabilidad por acción meteórica.

6.4.1 Sistemas de anclaje

Hoy en día existen en el mercado varias decenas de tipos diferentes de anclas y varillas de soporte, por lo que sería prácticamente imposible hacer una descripción detallada de todas ellas en el espacio de este capítulo, razón por la cual, solamente se han seleccionado los modelos más representativos, que se describirán a continuación.

Figura 6.31 Pernos de anclaje puntual (B. Celada, 1985)

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Los componentes mecánicos de un perno de anclaje como el que se ilustra en la figura 6.31 son: elemento de anclaje, varilla o perno, placa de base y tuerca o elemento de apriete. Tradicionalmente, el sostenimiento mediante pernos de anclaje se divide en dos grandes grupos, de acuerdo con la forma en que se consigue fijar o anclar la varilla; es decir: anclaje puntual, cuando el punto de soporte se localiza en el extremo interior del perno o anclaje repartido, cuando el anclaje se realiza a lo largo de todo el perno. En la descripción tecnológica del sostenimiento por medio de anclas se mantendrá esta diferenciación y se hará referencia a los diversos tipos de material disponibles en el mercado.

6.4.2 Pernos de anclaje puntual

En este tipo de pernos, el elemento de anclaje está constituido por un sistema mecánico situado siempre en el extremo interior de la varilla. Éstos fueron los primeros sistemas de anclaje utilizados a escala industrial en la década de los años cincuenta. A pesar del tiempo transcurrido, algunos tipos de estos pernos están todavía de actualidad. Las características comunes a este tipo de pernos son: Sensibilidad al diámetro del barreno Dado que el anclaje se consigue por la acción de un sistema mecánico sobre las paredes del barreno, el diámetro de éste debe ser controlado estrictamente, pues un leve exceso disminuye grandemente las características resistentes. Importancia de la placa base En este tipo de mecanismos el anclaje sería imposible sin que actuara la placa base, ya que al colocarla es necesario ponerla en carga, dando un par adecuado mediante la tuerca de apriete. Flexibilidad Los pernos de anclaje puntual son muy susceptibles a las deformaciones, ya que el alargamiento del ancla lo soporta la barra del perno, y los aceros comerciales admiten elongaciones repartidas del orden del 10%, lo que hace que los pernos sean apropiados para sostener terrenos muy deformables.

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6.4.2.1 Pernos de madera

Este tipo de pernos nacieron en Inglaterra con la idea de evitar daños severos a las máquinas cortadoras de carbón y a las bandas transportadoras (figura 6.32). Se utilizaron para sostener techos laminados en las minas de carbón, y en su momento también suplieron la escasez de fierro durante las épocas de guerra. Su colocación se hace perforando barrenos muy cercanos entre sí, tomando ventaja de la humedad de la mina, que hace que la madera se hinche para producir una fuerza radial hacia las paredes del barreno. Después, las anclas de madera de instalaron con cemento en las minas metálicas de Australia, donde era necesario evitar la contaminación del mineral, además de los daños al equipo. Por su naturaleza, este tipo de anclas tienen grandes limitaciones en lo concerniente al esfuerzo que son capaces de soportar, limitaciones que derivan de la materia prima con que son fabricadas y del tipo de anclaje conseguido; sin embargo, poseen algunas grandes ventajas que las hacen utilizables en determinados casos como los mencionados líneas arriba. Hoy en día, y debido al alto costo de la madera, casi no se usan, pero han venido a ser sustituidas por varillas de fibra de vidrio. Los pernos de madera están formados por una vara de 30 a 60 mm de diámetro, con hendiduras en ambos extremos, como se muestra en la figura 6.32. En estas hendiduras, cuya profundidad varía de 150 a 350 mm, se incrustan sendas cuñas que permiten, por efecto de expansión, anclar el perno en los extremos interno y externo del barreno. Las perforaciones que alojarán las varas de madera suelen tener diámetros que varían entre 40 y 70 mm. La madera con la que se construyen los pernos deberá estar completamente seca, pues de lo contrario al secarse se produciría una disminución considerable en el diámetro, con la consecuente pérdida de tensión.

Figura 6.32 Anclas de madera (Hoek & Brown, 1980)

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Por otra parte, si el diámetro del perno es muy cercano al del barreno, será posible utilizar una cuña con un ángulo muy pequeño en el vértice, consiguiendo de esta manera una mayor superficie de fricción. En este caso la fuerza necesaria para ponerlo en carga puede ser menor y la deformación de la cabeza se verá reducida.

6.4.2.2 Pernos de expansión

a) De cuña Dentro de este grupo, posiblemente los pernos de cuña fueron las primeras anclas mecánicas que existieron en el mercado debido a su simplicidad y bajo costo de manufactura. Básicamente, el ancla está formada por una varilla metálica lisa o corrugada, en uno de cuyos extremos se le hace cuerda y en el otro una ranura por donde se incrustará una cuña expansora (figura 6.33). Para cargar el perno, una vez que se ha introducido en el barreno, se debe forzar la varilla contra la cuña en el fondo del barreno, lo cual hace que la parte ranurada de la varilla se expanda y entre en contacto con las paredes del barreno. La tuerca, la placa base y las rondanas en el extremo roscado, se usarán para tensionar el ancla o para sostener una malla ciclónica, colgar poleas, mangueras, ductos, equipo, etc.

FIGURA 6.33 Perno de expansión (Ancla de cuña) (Hoek & Brown, 1980)

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Las anclas de cuña poseen cualidades muy estimables, por lo que pueden ser empleadas con éxito en muchos trabajos, pero las limitaciones que se han señalado (ver pernos de madera), hace incómodo su empleo. El desarrollo de "conchas de expansión", aplicables a pernos metálicos roscados, ha corregido en principio parte de las limitaciones de los de cuña, por lo que su uso se ha difundido con bastante rapidez, y en la actualidad coexisten con los sistemas de "anclaje repartido" en numerosas aplicaciones. b) De concha El anclaje de los pernos de expansión se consigue por medio de una cuña que penetra en varias piezas móviles llamadas "conchas", que en conjunto forman la cabeza de anclaje (figura 6.34). Las características más relevantes de los pernos de concha de expansión son las siguientes: Ventajas 1.

Existe la posibilidad de volver a recuperar las anclas colocadas, ya que esto se consigue con sólo aflojar la tuerca de apriete.

2.

Se ha conseguido una mecanización total en la colocación de este tipo de pernos, debido a que solamente se requiere para ello un movimiento de rotación.

3.

La varilla podrá anclarse en cualquier punto del barreno, eliminando la necesidad de extremar el cuidado en la perforación para conseguir que la cabeza quede exactamente en el fondo del barreno, tal y como debe ocurrir con los pernos de cuña.

4.

El anclaje resulta mucho más seguro, ya que la superficie de contacto de la concha de expansión con las paredes del barreno es mucho mayor que en el caso de los pernos de cuña.

5.

No es necesario perforar el barreno con un diámetro tan preciso como en el caso de los pernos de cuña, aunque hay que respetar ciertos límites.

Desventajas 1.

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Proporcionan una tensión limitada que raramente sobrepasa las 12 toneladas.


2.

Resulta muy difícil conseguir un buen anclaje cuando se pretende hacerlo en rocas blandas o alteradas.

3.

En algunas condiciones, la estabilidad del anclaje se ve seriamente afectada con el paso del tiempo.

FIGURA 6.34 Perno con concha de expansión (Ayala, Celada e Hidalgo, 1985)

6.4.3 Pernos de anclaje repartido

Los pernos de anclaje repartido fueron desarrollados ante la imposibilidad de poder utilizar los pernos de expansión en cualquier tipo de roca, debido a la dificultad de garantizar un anclaje confiable en rocas muy fracturadas y/o alteradas. Adicionalmente, se ha podido comprobar que la calidad del anclaje depende en esencia de la buena calidad y del buen diseño de la placa base, ya que la carga que se consigue con los anclajes de expansión es generalmente mucho menor que la resistencia del acero de la barra que forma el perno. Estas dificultades se han eliminado en gran medida con el uso de los pernos de anclaje repartido, en los que la sujeción se consigue a lo largo de toda la superficie de la varilla, aprovechando de mejor manera la resistencia del acero a la tracción.

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Los anclajes repartidos alcanzaron su mejor punto de desarrollo a mediados de la década de los sesenta, y desde entonces su uso se ha expandido espectacularmente por todo el mundo, debido en buena parte a las siguientes ventajas que reporta su utilización. 1. Probabilidad de anclaje en terrenos fracturados Esto es posible gracias a que, aunque sea necesario emplear mayor cantidad de mortero, la viscosidad de éste hace difícil que se "escape" totalmente por las fracturas de la roca. 2. Persistencia del anclaje a través del tiempo Los morteros y cementos utilizados son absolutamente inertes y por lo tanto muy estables a lo largo del tiempo, sin que se haya podido medir una caída de tensión significativa a lo largo de pruebas realizadas durante más de diez años. 3. Independencia de la placa base La placa base con el anclaje repartido pasa a desempeñar un papel secundario, ya que aunque desaparezca se sigue ejerciendo un efecto de anclaje muy importante. 4. Disminución del movimiento relativo de estratos Esto se debe a que, dado que el anclaje se realiza a lo largo del barreno, se consigue una cierta solidificación de los estratos del techo, dificultando sus movimientos, con lo cual se logra incrementar sus características resistentes. Los pernos de anclaje repartido pueden clasificarse en dos grandes grupos: los que consiguen el anclaje mediante el fraguado o polimerización de un producto químico y los que logran su anclaje por un efecto mecánico a través de todo el perno.

6.4.4 Pernos con anclaje químico

El anclaje químico de los pernos actualmente se consigue por la polimerización de resinas sintéticas o simplemente por el fraguado de una lechada de cemento.

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Resinas Hoy en día se pueden utilizar para estos fines, tres productos distintos disponibles en el mercado: poliuretanos, resinas epóxicas y poliésteres. Por su toxicidad los poliuretanos deben ser desechados, debido a que no se pueden utilizar en ambientes confinados, ya que contienen en su formulación isocianatos que generan bióxido de carbono (CO2), el cual forma una masa esponjosa, inadecuada para los efectos del anclaje. Las resinas epóxicas satisfacen adecuadamente todos los requisitos, y aunque poseen mejores propiedades mecánicas que los poliésteres, presentan el grave inconveniente de su precio (es de dos a tres veces superior al de estos últimos). Por esa razón, las resinas epóxicas no se utilizan para el anclaje de pernos, sino como material para realizar trabajos especiales de consolidación. Los poliésteres son los productos que reúnen las mejores condiciones, incluyendo el precio. Universalmente las resinas de poliéster que se emplean en los trabajos de anclaje se presentan envasadas en ampolletas o salchichas de plástico, cristal o papel, que suelen medir entre 25 y 35 mm de diámetro y de 30 a 80 cm de longitud. Los poliésteres empacados presentan el aspecto de un plástico sólido a temperatura normal. Para obtener la resina, se deberá disolver el poliéster en un monómero, de los cuales el estireno es el más usado, aunque también se utiliza el etileno y el ácido acrílico. La resina preparada es estable, debido a que se le añaden agentes inhibidores que evitan su polimerización durante largos periodos de almacenaje. La polimerización de la resina se realiza en presencia de un catalizador que proporcione radicales libres. Normalmente se utilizan peróxidos orgánicos, aunque tienen el inconveniente de ser compuestos inestables. Bajo condiciones normales, la velocidad de polimerización es muy lenta, por lo que para evitar este inconveniente se utiliza un acelerador (cobalto o dimetil-anilina). Variando adecuadamente las proporciones de catalizador-acelerador, se obtienen tiempos de fraguado que varían desde unos pocos minutos hasta diez horas. En la práctica, para usar menos resina se añade a ésta materiales inertes de relleno, tales como talco, caliza, barita, cuarzo, amianto o arena. En los cartuchos comerciales, la resina y el catalizador se envasan en compartimientos separados que evitan la reacción de polimerización durante el almacenaje. Consecuentemente se exige que para realizar la operación de anclaje, se tengan que mezclar ambos componentes. Esto se consigue rotando el perno durante su colocación, como se ilustra en la figura 6.35. Para la colocación de los pernos se exige la utilización de dos herramientas básicas: una para perforar el barreno

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que alojará el perno, y otra para conseguir la rotación de éste a una velocidad de 100 r.p.m. que permita la mezcla de la resina con el catalizador.

FIGURA 6.35 Colocación de pernos anclados con resina (Ayala, Celada e Hidalgo, 1985)

La figura 6.36 representa un perno construido con varilla corrugada con cuerda en la punta exterior, tuerca de apriete y placa de reparto. Para su colocación, primero se introduce un cartucho de resina de fraguado rápido para formar un anclaje sólido que permita tensar el ancla unos cuantos minutos después de efectuada la mezcla del catalizador con la resina. Para fijar el resto de la barra, se usará resina de fraguado lento. Las enervaduras tipo soga de la varilla proporcionan una muy buena adherencia y permiten los ajustes necesarios en cuanto a su longitud, ya que se pueden anexar extensiones adicionales mediante un cople.

Ventajas 1. Limpieza y manejo fácil de los elementos del anclaje. 2. Resiste movimiento vertical y lateral de los estratos.

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3. Anclajes de alta resistencia en rocas de mala calidad. 4. No son afectadas por las "pegadas" con explosivos. 5. Se logra un sello completo entre el ancla y el barreno. Desventajas 1. Costos muy elevados. 2. Tiempo de almacenaje muy corto (particularmente en climas cálidos).

FIGURA 6.36 Perno de anclaje repartido con resina (Hoek & Brown, 1980)

Cemento La técnica de anclaje de pernos con cemento consiste en colocar una barra de acero dentro del barreno y rellenar el espacio existente con una lechada o mortero de cemento que al fraguar, produce el anclaje del conjunto a lo largo de toda la superficie del barreno. Las maniobras son muy similares en casi todos los casos; únicamente existen diferencias en la forma de introducir el mortero en el taladro. Se han utilizado varias técnicas para bombear lechadas gruesas en los barrenos o para formar fijadores in situ mediante la inyección simultánea de una mezcla seca de arena-cemento y agua (figura 6.37). Los sistemas cambian de una localidad a otra, dependiendo del equipo disponible y de la habilidad e inventiva de los operadores. Actualmente, para la instalación de pernos con longitudes inferiores a 3 m, la inyección de lechadas resulta antieconómica, ya que puede ser sustituida por el método conocido como "perfobolt" o por el uso de cemento envasado en cartuchos de papel o "cembolt"®.

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FIGURA 6.37 Perno con anclaje de cemento inyectado (Hoek & Brown, 1980)

6.4.4.1 Método "perfobolt"

El método "perfobolt" fue desarrollado en Escandinavia, donde se utiliza con cierta profusión en el sostenimiento de algunas obras subterráneas de ingeniería civil. El método consiste en introducir el mortero de cemento por medio de dos semicilindros de lámina perforada, los cuales una vez que han sido rellenados, se atan cara a cara con un alambre y se introducen al barreno. Posteriormente se coloca el perno, que al ser forzado contra la armadura "perfo", extruye el mortero de cemento, el cual se encarga de rellenar el volumen restante en el taladro. La figura 6.38 muestra claramente la metodología por seguir en la colocación de anclas por medio del sistema "perfobolt". En la siguiente tabla se indican los diámetros recomendables para cada uno de los elementos del sistema perfobolt.

Barreno pulg. 1¼ 1½ 1 3 /4 2 2¼

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mm 32 38 44 51 57

Diámetros recomendables Lámina "perfo" pulg. mm 1 27 1 /16 1¼ 32 1½ 38 1 3 /4 44 2 51

Perno pulg. 3 /4 1 11/8 1¼ 13/8

mm 19 25 29 32 35


FIGURA 6.38 Pernos anclados con el sistema "perfobolt" (Ayala, Celada e Hidalgo, 1985)

6.4.4.2 Cartuchos de cemento

En los últimos años se han comercializado cargas o cartuchos de cemento que tienen un aspecto externo idéntico al de las cargas de resina, pero que presentan algunas ventajas técnicas y que además resultan un poco más baratas que las resinas. Las cargas de cemento "cembolt"® (marca comercial) llevan en su interior un rigificador de plástico y una mezcla de cemento rápido con un acelerador y un agente tixotrópico. Para utilizar las cargas de cemento, basta con sacarlas de la bolsa de plástico que las contienen y sumergirlas en agua durante dos minutos. El agua penetra a través de la envoltura de papel y produce la hidratación, generando una serie de burbujas de aire que cesan aproximadamente al cabo de los dos minutos, señal de que se encuentran listas para su colocación. Dado que los cartuchos "cembolt"® contienen la dosificación ideal para producir un fraguado rápido, la introducción del perno puede hacerse sin rotación, pues no existe la necesidad de efectuar mezcla alguna. Los pernos de longitud menor a 2 m pueden colocarse cómodamente a mano, aunque resulta más rápido y mejor, instalarlos con la misma herramienta con la que se hizo la perforación. A los 10 minutos de colocada el ancla, la pasta cementante empieza a endurecer hasta alcanzar el fraguado máximo a las 24 horas. Las anclas verticales se mantienen estrictamente en su sitio, desde el instante de su colocación, debido a la buena viscosidad que se consigue con la carga hidratada.

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El US Bureau of Mines desarrolló otro tipo de carga de cemento y agua para el anclaje y cementación de los pernos. Consiste de un cartucho en forma de salchicha en el que se coloca una mezcla de polvo de cemento seco y gotitas de agua del tamaño de la cabeza de un alfiler encapsuladas en globos de cera. Para colocarlo, primero se inserta el cartucho en el barreno y luego el perno, girándolo para producir la ruptura del cartucho y el estallamiento de las cápsulas de agua, las cuales se mezclan con el cemento de manera uniforme por efecto de la rotación del ancla. La lechada se endurece rápidamente, demostrando resistencias a la tracción del orden de 3500 lb/pie a los 2½ minutos y de 8000 lb/pie a los 5 minutos. La vida útil de estos cartuchos en almacenaje, es de 6 meses. A continuación se citarán las ventajas y desventajas de las cargas tipo "cembolt"®: Ventajas 1. Confiabilidad absoluta Dado que las cargas de cemento están fabricadas con mezclas perfectamente dosificadas, su fraguado es muy seguro a partir del momento en que se produce la hidratación, lo que evita la necesidad de homogeneizar los componentes con la rotación del perno al momento de su colocación. 2. Facilidad de colocación Como no es necesario realizar rotación de ningún tipo al colocar los pernos, la colocación se puede efectuar manualmente o en todo caso, con la misma herramienta de perforación. 3. Pérdidas mínimas en la manipulación Si se requiere, las cargas pueden ser cortadas después de su hidratación. Por otra parte, durante el transporte son poco sensibles a golpes y perforaciones. En caso de rotura de un cartucho, la mezcla de cemento no se esparce ni se pega a los otros envases, con lo que se minimizan las pérdidas. 4. Toxicidad Las cargas de cemento son inocuas y no producen alergias ni vapores inflamables, por ser ellas mismas inertes. 5. Durabilidad del anclaje

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El comportamiento a largo plazo de los componentes de las cargas de cemento es altamente satisfactorio, lo cual representa una garantía de la persistencia del anclaje a través del tiempo. Desventajas 1. Mayor tiempo de fraguado Aunque el fraguado inicia a los pocos minutos, los pernos anclados con cemento no ofrecen una resistencia considerable hasta pasadas dos o tres horas, lo que representa un inconveniente relativo, ya que sólo en casos excepcionales es imprescindible un anclaje inmediato. Por otra parte, el hecho de que el fraguado total se realice en varias horas, proporciona menos rigidez a las anclas y por ello será mas fácil controlar la interacción entre el macizo rocoso y el sostenimiento. 2. Control del tiempo de hidratación Para que la relación agua/cemento de las cargas hidratadas esté lo más cercana a 0.3 (relación ideal), es preciso que el tiempo de hidratación no vaya más allá de los dos minutos. En caso contrario, la relación agua/cemento aumenta considerablemente, produciéndose una caída notable de la resistencia específica de la lechada de anclaje. 3. Necesidad de usar agua En algunas minas, el uso del agua se encuentra reducido a su mínima expresión, tal y como es el caso de las explotaciones salinas. En esos casos y a pesar de que el consumo de agua necesario para la colocación de las cargas es muy pequeño, se deberán tener en cuenta las dificultades que plantearía en cada caso un suministro regular de agua.

6.4.5 Pernos de anclaje mecánico

El efecto benéfico que se obtiene al llenar completamente de resina o cemento el espacio anular que rodea al perno, puede convertirse en un grave inconveniente si los terrenos se plastifican. En caso de que los pernos de anclaje repartido estén trabajando en rocas muy deformables, tanto el perno como el mortero deben participar del movimiento de las rocas. Dicha participación es muy limitada ya que los morteros de cemento y las resinas admiten deformaciones pequeñas y frágiles. En estas condiciones, si el anclaje debe poseer una cierta flexibilidad, el

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mortero se romperá cuando el movimiento del terreno alcance un determinado nivel de deformación. De esta manera, las deformaciones tenderán a acumularse en puntos específicos del ancla, usualmente en el extremo exterior y en la separación de estratos, produciendo la ruptura del sostenimiento. Con la idea de evitar estos inconvenientes se ha investigado, desde finales de los años sesenta, en un perno-ancla que posea una curva característica para condiciones elastoplásticas. Esto significa que un perno se comportaría elásticamente, con pequeñas deformaciones hasta un determinado nivel de carga; pero si se supera ese nivel, el perno debería ser capaz de deformarse a carga constante. A pesar del tiempo transcurrido, hasta ahora sólo se han encontrado soluciones parciales a este problema y al parecer, las mejor encaminadas son aquellas que basan la resistencia del ancla en un efecto mecánico de fricción.

6.4.5.1 Pernos tipo Worley

Uno de los primeros intentos que tuvieron cierto éxito lo desarrolló hace algunos años Worley, en Filadelfia, EUA, para ser usado en las minas de carbón. El perno Worley, mostrado en la figura 6.39, está compuesto por dos semicilindros con su base generatriz ondulada. Cuando el conjunto se inserta en un barreno con el ancla extendida, es decir en contacto estrecho con las crestas de las ondulaciones, y se aprieta la tuerca contra la arandela, habrá un desplazamiento de la barra inferior con respecto a la pieza ondulada, la cual se va forzando contra las paredes del barreno. Si se afloja la tuerca y se golpea la punta del perno, se obtiene un efecto contrario que vuelve a extender el ancla, por lo que existe la posibilidad de reutilizar el ancla, a condición de que no esté dañada o demasiado oxidada. Según el US Bureau of Mines, con un par de apriete de 35 kg/m2, se consigue que el perno Worley resista algo más de 15 toneladas de esfuerzo de tracción.

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FIGURA 6.39 Perno ancla tipo worley (Hoek & Brown, 1980)

6.4.5.2 Tubos ranurados tipo split-set

En casi todos los pernos anteriormente descritos, el diámetro de la varilla es menor que el del barreno en que se alojará; sin embargo, en el caso de los "split-set" la varilla (estrictamente es un tubo ranurado), posee un diámetro mayor al del taladro donde se va a colocar. Estructuralmente, el ancla de fricción es un tubo de lámina de alta resistencia (calibre 2.3 mm ó 0.09") de 38 mm de diámetro (1½"), en longitudes de 1.20 a 1.80 m (4-6 pies), con una ranura 13 mm (½") a toda su longitud. En uno de sus extremos, el tubo lleva soldado un anillo, que tiene como finalidad, sujetar la placa base (6" × 6" × ¼") contra la roca. En el otro extremo, tiene un adelgazamiento cónico para facilitar su introducción al barreno (figura 6.40). El tubo se empuja mecánicamente para forzarlo dentro del barreno, donde de hecho se deformará plásticamente, sirviendo el propio barreno de molde para dar la configuración final del ancla. De lo anterior resulta un contacto íntimo entre el tubo y las paredes del barreno, condición que impone una presión radial del ancla contra la superficie de la roca. Se considera que esta presión radial es una fuente de resistencia por fricción contra los movimientos de la roca (figura 6.41).

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FIGURA 6.40 Tubos ranurados tipo "split-set" (Hoek & Brown, 1980)

Los split-set han tenido buena aceptación, sobre todo en minas metálicas, debido a su gran facilidad de colocación y a que constituyen un sostenimiento temporal excelente que empieza a trabajar desde el primer instante después de su colocación, ejerciendo por efecto de muelle una presión sobre el macizo rocoso que resulta positiva en el aprovechamiento del efecto de dilatancia.

FIGURA 6.41 Colocación de los "split-set" (Ayala, Celada e Hidalgo, 1985)

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Por otra parte, se debe señalar la gran versatilidad y operatividad de los split-set, ya que por ejemplo, realizan una excelente labor de drenaje, lo cual mejora notablemente la estabilidad de los terrenos y, si se desea suspender cargas de ellos, es posible colocar un nuevo tubo de menor longitud dentro de uno ya colocado. Entre los inconvenientes que presenta este tipo de pernos, se puede citar su sensibilidad al diámetro de perforación del barreno que lo sustentará, problema que se puede solucionar con un control estricto y riguroso. Otro cuestionamiento deriva de la ambigüedad que plantea el cálculo del esfuerzo que realmente pueden soportar, ya que en efecto la fuerza máxima que pueden soportar está limitada por la resistencia del tubo de acero, la cuál supera ligeramente las 11 toneladas; pero en cada caso, es difícil conocer cuál va a ser la resistencia efectivamente movilizada, ya que dependerá del movimiento radial de los terrenos hacia la galería y sobre todo de la longitud del perno que esté afectada por el movimiento. Otra cuestión que todavía no se ha resuelto es la durabilidad del anclaje, ya que por un lado el split-set está trabajando permanentemente como un muelle comprimido y, por otro, se sabe que el efecto de corrosión se desarrolla muy rápidamente en elementos sometidos a tensión. Otro problema es que los tubos no tienen ninguna protección contra la oxidación.

6.4.5.3 Pernos tipo swellex

Este tipo de pernos de anclaje están construidos a partir de un tubo de 41 mm de diámetro (15/8"), que se encuentra plegado longitudinalmente, de forma que su diámetro real es de 28 mm (11/8"). El tubo está cerrado en ambos extremos mediante un manguito soldado, pero en uno de ellos se le practica una perforación de ¼" aproximadamente, a través de la cual se inyectará agua a alta presión con objeto de que se "infle" el tubo previamente plegado. El diámetro de los barrenos en los que se pueden colocar los swellex, varía entre 33 y 39 mm (1¼" a 1½"). En la figura 6.42 se presenta un diagrama esquemático de un perno tipo swellex. Dado lo reciente de la comercialización de estos pernos, su difusión ha sido muy restringida, salvo en los países del área de la península Escandinava, lugar de donde son originarios.

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FIGURA 6.42 Perno de anclaje tipo "swellex" (Ayala, Celada e Hidago, 1985)

6.4.6 Pernos de otros tipos

En los incisos anteriores, se han descrito los diversos tipos de pernos de anclaje disponibles en el mercado mundial que han tenido y tienen mayor aplicación. No obstante, sin poder encuadrarlos dentro de las clasificaciones, es preciso describir dos nuevos tipos de pernos que han empezado a aparecer en la industria minera: los pernos de poliéster y los pernos de expansión inyectados, debido a la importancia que pudieran tener en algún tipo de aplicación en particular.

6.4.6.1 Pernos de poliéster

Los pernos de acero presentan el inconveniente de que no pueden ser cortados fácilmente por las máquinas de minado continuo sin correr el riesgo de dañarlas severamente, de tal forma que cuando se requiere el anclaje de una galería que posteriormente deba ser minada con equipos de corte, se crean serios problemas. El caso anterior se presenta particularmente en los

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sistemas de minado subterráneo de carbón. Estas dificultades pueden ser evitadas mediante el uso de pernos de madera, pero en contrapartida, la resistencia de este tipo de perno es muy pequeña. En la actualidad se han desarrollado pernos a base de resinas de poliéster armadas en fibra de vidrio, con características de tracción y flexión similares a las del acero, mientras que su resistencia al corte, choque y densidad son mucho menores. La resistencia al corte es aproximadamente cien veces menor que la del acero, lo cual hace que estos pernos sean fácilmente cortados por cualquier tipo de máquina o herramienta de minado, sin producir ningún daño en ella. Los pernos de poliéster no admiten mecanización y por lo tanto no pueden roscarse, razón por la cual hay que recurrir a un sistema mecánico para sujetar la placa base elaborada del mismo material. Si se requiere colocar tela o malla metálica, es recomendable usar una segunda placa base. En general, los pernos de poliéster presentan el mismo aspecto que los de madera. Su costo es aproximadamente 40% más alto que los de acero, pero resultan de gran utilidad cuando se desea reforzar un macizo rocoso que después deba ser arrancado con máquinas de minado continuo.

6.4.6.2 Pernos de expansión inyectados

Cuando se desea sostener con pernos de anclaje obras o galerías de larga duración (socavones, niveles de acarreo, tiros inclinados, estaciones de bombeo, etc.) o cuando se trata de estabilizar terrenos muy conflictivos, se recurre cada vez con mayor frecuencia a la utilización de pernos de expansión inyectados. Como se ilustra en la figura 6.43, estos pernos están constituidos por un perno de expansión clásico, al que se le han añadido dos pequeños tubos de goma (uno para la inyección de la lechada y el otro para la expulsión del aire contenido en el espacio anular), y un "cierre de boca", representado por un tapón de caucho de diámetro equivalente al espacio anular. Con el anclaje mecánico se puede lograr una carga inicial razonable, para realizar con posterioridad la inyección de la lechada de cemento una vez que se haya producido la deformación del terreno.

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El anclaje inicial puede realizarse también, utilizando un cartucho de resina o de cemento, ya que en este caso, al no requerirse del movimiento de rotación que mezcla los componentes de la resina, no se corre el riesgo de dañar los tubos de inyección y de salida de aire. En cuanto a la inyección final, las condiciones en que se debe realizar dependen del objetivo que se desee lograr. En el caso más simple se tratará sólo de impedir la corrosión de la varilla del perno, por lo que una inyección de relleno con una presión mínima será suficiente. En terrenos fracturados y poco competentes, interesa que la inyección final refuerce las características resistentes del terreno, por lo que será necesario recurrir a presiones de inyección más elevadas. En general, los pernos con inyección final se destinarán al sostenimiento de galerías y obras subterráneas de larga duración, tales como las obras de infraestructura de la mina.

6.4.7 Comparación entre los principales tipos de pernos-ancla

A continuación se realizará una comparación entre los principales tipos de pernos de anclaje, atendiendo a los parámetros más importantes que definen la utilización de los sistemas.

FIGURA 6.43 Perno de expansión inyectado

Por lo que se refiere a la durabilidad del sistema, los pernos fijados con adhesivos químicos, resinas o cemento, son los que proporcionan la mayor garantía, en tanto que surgen algunas dudas sobre la durabilidad del anclaje en el caso de los split-set y los swellex en cuanto puedan producirse problemas de corrosión. En lo referente a la mecanización de la colocación, resulta

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excelente para los tubos de fricción; muy buena si se emplean pernos de expansión y sólo buena en los demás casos. Otro parámetro importante es la longitud operativa, entendiéndose por ello la longitud máxima de los pernos que permite su colocación sin tener que disponer de medios especiales, obteniendo a la vez, rendimientos razonables. En este caso, los pernos anclados con cemento y los de anclaje puntual inyectado, por el hecho de poder colocarse sólo por percusión, tienen la mayor longitud operativa, la cual se puede cifrar en 8 m de longitud. Los pernos anclados con resina, al igual que los de expansión, en razón de la necesidad de disponer de un movimiento de rotación, empiezan a crear problemas cuando su longitud va más allá de los 6 metros. Los split-set presentan problemas de pandeo cuando superan los 4 metros de longitud. En el caso de los swellex, el fabricante ha limitado su longitud a 3 metros. La garantía del anclaje inicial es muy buena en el caso de los split-set, swellex y pernos anclados con cargas de cembolt®. Ello se debe a que existen muy pocas posibilidades de conseguir un anclaje defectuoso por la simplicidad misma del proceso. En el caso de las resinas, es necesario garantizar una buena mezcla de los componentes químicos para realizar la polimerización. Por ello aunque la confiabilidad del anclaje es elevada, este sistema no se considera a la altura de los anteriores. En cuanto al tiempo de actuación de los pernos desde su colocación, puede suponerse que es instantáneo en el caso de los split-set y los swellex y de algunos minutos en los otros tipos, con excepción de los anclados con cemento, en los que el fraguado completo se efectúa en 24 horas. La deformabilidad es uno de los parámetros más importantes cuando los terrenos por sostener son poco competentes. En este caso los pernos idóneos son los split-set y los swellex, al igual que los pernos puntuales de expansión. Por lo que se refiere a las aplicaciones, hay que resaltar que cada tipo de perno tiene sus propias ventajas y desventajas, por lo que la selección deberá ser realizada muy cuidadosamente para cada caso en particular. Como orientación general cabe resaltar que los pernos anclados con resina o cemento son los de mayor aplicación en casi todos los casos.

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6.4.8 Placas de reparto

La placa de reparto (o placa base) es una parte muy importante del sistema de anclaje, la cual, además de realizar una función resistente específica, permite realizar un control visual del trabajo de los pernos, ya que habitualmente es en ésta donde se concentran los esfuerzos cuando el perno entra en carga. En el caso de los pernos de anclaje puntual, éstos aportan a la roca donde están colocados una tensión, que se transmite desde el sistema de anclaje en el fondo del barreno hasta la placa base colocada en el extremo visible del perno. Resulta evidente que en este tipo de pernos, la placa de reparto juega un papel fundamental, ya que su deterioro acarrearía la pérdida total de tensión en el perno, lo que se traduciría en un sostenimiento inútil. Es usual poner los pernos de anclaje puntual en carga mediante la transmisión de una tensión previa a través de la tuerca que sostiene la placa de reparto, para que el esfuerzo del sostenimiento se manifieste antes de que las rocas se deformen. Esta tensión previa debe ser calculada para cada caso, debe ser admitida por la placa y debe ser estable a lo largo del tiempo. En el caso de los pernos de anclaje repartido, el esfuerzo del sostenimiento se transmite a la roca anclada mediante un fenómeno de adherencia entre el cementante utilizado, el vástago del perno y la roca en la que está colocado. En los sistemas utilizados para la colocación de los pernos de anclaje repartido, el mortero rellena íntimamente todas las grietas que se producen alrededor del barreno que alojará al perno, permitiendo que la transmisión de esfuerzos entre los elementos roca-mortero-perno sea perfecta y prácticamente independiente de la placa. Sin embargo, la placa juega un papel muy importante para mantener la estabilidad del techo superficial, cuyo deterioro produce un efecto psicológico negativo que se deberá evitar. En general, las placas de reparto deben resistir solicitaciones de carga similares a la carga límite de los pernos. Si las placas no están adecuadamente dimensionadas, corren el riesgo de ser perforadas por las tuercas que las sujetan al perno, lo que las hará inservibles. Las placas de reparto deberán satisfacer las siguientes exigencias: 1. El conjunto perno-placa debe ser capaz de resistir, sin daño para el perno, un alargamiento igual a la expansión del terreno fortificado.

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2. La placa debe alcanzar su límite elástico antes de que lo alcance el perno. Resulta evidente que una vez que la placa alcance en su deformación a la pared de la roca soportada, solamente se podrá hacer frente a la posible deformación de la roca, con la deformación del perno. Es necesario mantener como margen de seguridad la capacidad de deformación plástica del perno, la cual en muchos casos alcanza valores muy importantes. 3. La placa debe alcanzar la zona de gran deformación para un valor próximo al límite elástico del perno, de manera que la tensión previamente aplicada por el conjunto perno-placa durante todo el periodo de deformación de la placa, esté próximo al límite elástico del perno. 4. La placa debe ejercer el papel de rótula, debido a que es muy raro que puedan colocarse los pernos rigurosamente perpendiculares a la superficie por anclar. La figura 6.44 ilustra los cinco tipos de placas que se pueden conseguir en el mercado.

FIGURA 6.44 Tipos de placas de reparto (Ayala, Celada e Hidalgo, 1980)

6.5 Concreto lanzado El uso creciente del concreto lanzado en túneles, tiros y demás obras subterráneas alrededor del mundo, ha obligado a los ingenieros a conocer esta técnica para aplicarla a sus problemas de estabilidad.

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El Instituto Americano del Concreto define la gunita (agregados finos) y el concreto lanzado (agregados gruesos), como un mortero manejado a través de mangueras y neumáticamente proyectado sobre una superficie a alta velocidad. Se emplea inadecuadamente el término gunita, para referirse a la proyección de cemento y agregados como técnica de sostenimiento. Este mal uso del lenguaje tiene una explicación histórica que exige una definición precisa en el contexto actual.

6.5.1 Antecedentes históricos del concreto lanzado

El nacimiento del concreto lanzado se remonta al invento del naturalista norteamericano Carl E. Akeley, quien en el año de 1911 obtuvo una patente para un aparato concebido cuatro años antes que permitía proyectar neumáticamente una mezcla de cemento y granulados finos. El término "gunita" proviene del vocablo inglés "gun" que significa arma de fuego o pistola, por lo que el origen de la palabra habrá que buscarlo en la máquina que inicialmente se utilizó para el lanzamiento del material. El aparato, que originalmente se le conoció como "cement gun", funcionaba según el principio de las dos cámaras (figura 6.45). El sistema consistía en introducir la mezcla en la tubería de impulso, a través de dos cámaras presurizadas alternativamente. El nuevo producto fue comercializado rápidamente por la empresa Cement Gun Company, quien le asignó la denominación protegida por patente de "gunita". El mortero proyectado se utilizó desde entonces para los revestimientos de trabajos de mampostería de obras de concreto armado y de rocas. Muy pronto la casa americana, cuya sede se encontraba en Allentown, Pennsylvania, desarrolló una actividad comercial muy extensa que se propagó a todo el mundo hacia el año de 1920. En Alemania, un colaborador de la Cement Gun Company americana fundó en 1921, la sociedad Torkret GmbH, que utilizaba máquinas de dos cámaras similares a las de la casa matriz. El procedimiento de proyección se propagó rápidamente en Europa, donde sirvió ante todo para la reparación y el refuerzo de obras defectuosas de hormigón o de mampostería y para el revestimiento de construcciones hidráulicas y de galerías mineras. La máquina de dos cámaras sólo permitía la proyección de granulados de un tamaño máximo de 10 mm. El aumento de la granulometría fue posible a partir de 1947 aproximadamente, con

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la aparición de un nuevo tipo de máquina desarrollada por el mecánico suizo Georg Senn, fundador de la compañía Spribag, hoy conocida como "Aliva". El aparato de Senn utilizaba un tornillo de Arquímedes, el cual levantaba la mezcla en seco del fondo de una tolva abierta, hasta el orificio de la tubería de impulso. Conocida como máquina de tornillo, este aparato permitía la proyección de granulados normalmente húmedos, hasta un tamaño máximo de 25 mm (figura 6.46). En la misma época en que se extendió la utilización de las máquinas de la Cement Gun Company, el ingeniero Akeley empleó la gunita en el revestimiento de galerías de mina. A título informativo, se puede citar que en 1919 se construyeron con gunita en la Unión Americana, unas lanchas de desembarco que 25 años después estaban en buen estado. Igualmente cabe citar que en el mismo año se construyeron en el norte de Michigan, unos muros que, al ser revisados en 1930, se encontraban en perfectas condiciones a pesar de haber estado sometidos durante 21 años a muy bajas temperaturas. La popularidad de la gunita como elemento de sostenimiento se ha desarrollado a partir de finales de los años cincuenta, paralelamente a la expansión del llamado Nuevo Método Austriaco para la construcción de túneles, cuyo principio fundamental es conseguir que la roca sea el principal elemento de sostenimiento, realizando la excavación y su sostenimiento de tal forma que el macizo rocoso y el sostenimiento empleado, puedan deformarse para que el nivel tensional que corresponde al equilibrio, sea el más bajo posible. Esta filosofía constructiva implica un buen conocimiento del macizo rocoso, la utilización de sostenimientos deformables ("flexibles") y su optimización mediante medidas de control. Desde este punto de vista, se explica la expansión del concreto lanzado, ya que una de las características más importantes es su versatilidad, lo cual está de acuerdo con los principios del Nuevo Método Austriaco.

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FIGURA 6.45 Máquina lanzadora de doble cámara (Birön & Arioglu, 1987)

FIGURA 6.46 Lanzadora de concreto para mezclas húmedas (Birön & Arioglu, 1987)

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6.5.2 Definiciones

Después de la exposición histórica que se ha hecho, no es de extrañar que muchas veces se consideren sinónimos los términos "gunita" y "concreto proyectado". Sin embargo, en el estado actual de conocimientos, estos términos pueden definirse con gran precisión. Concreto proyectado (“shot-crete”) Es un hormigón o concreto con agregados (arena-confitillo) de granulometría mínima de 8 mm que se coloca por lanzamiento a través de una tobera. Las especificaciones del concreto proyectado están definidas en la norma DIN 18551 y las del American Concrete Institute (ACI 506-66). Gunita Es un mortero con agregados finos cuyo tamaño máximo es de 4 mm. Para su colocación se emplean mangueras y toberas, las cuales lo proyectan neumáticamente a alta velocidad sobre la superficie que se desea recubrir. Actualmente, la tendencia es emplear el concreto proyectado como elemento estructural de alta resistencia, con agregados en tamaños comprendidos entre 10 y 20 mm. La gunita se utiliza fundamentalmente para labores de reparación o cuando se desea conseguir efectos de protección superficial, más que una acción resistente.

6.5.3 Aplicaciones del concreto proyectado

A la fecha, infinidad de autores han escrito un buen número de artículos y publicaciones para tratar de explicar la forma en la que trabaja el concreto proyectado. A manera de resumen, a continuación se describen algunas de esas funciones. 1. Aislamiento de la superficie de roca expuesta La capa de concreto proyectado tiende a impedir el movimiento de humedad, aire y cambios de temperatura hacia la superficie de la roca; imposibilita el deterioro o descomposición de la roca expuesta por efecto meteórico. 2. Preservación de la resistencia de la roca

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CAPÍTULO 6

El concreto lanzado preserva las propiedades físicas de la roca, ayudándole a autosoportarse. Sus mecanismos de operación incluyen: a) Soporte inmediato, el cual minimiza el aflojamiento de las capas de roca. b) Soporte continuo sobre todo el perímetro excavado. c) Después de aplicado, queda una superficie uniforme que por su geometría, permite una distribución más favorable de los esfuerzos. 3. Soporte de bloques individuales de roca El concreto, al quedar adherido a la roca del techo y respaldos, puede sujetar bloques individuales bajo la acción de su resistencia a la tensión, al cortante y a la flexión, sobre todo en las áreas en que el concreto une las fracturas o discontinuidades y planos a lo largo de los cuales la roca tiende a deslizar y caer. 4. Desarrollo de un arco o anillo estructural Un concreto lanzado de espesor considerable (mayor a 3 pulgadas), siguiendo el contorno de la abertura excavada, trabaja como un soporte estructural que tiene la capacidad suficiente para resistir las presiones del terreno.

6.5.4 Consideraciones en la selección del concreto lanzado como elemento de soporte

¿Qué es lo que permite que una capa de concreto lanzado de unos pocos centímetros de espesor pueda sustituir los tradicionales soportes de madera, acero, mampostería o concreto? Los principales factores que hacen posible lo anterior son, en orden de importancia, los siguientes: 1.

Los aditivos o acelerantes producen un fraguado muy rápido y una temprana resistencia del concreto.

2.

La aplicación inmediata del concreto lanzado, disminuye el aflojamiento de la roca después de una "pegada".

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3.

Se admite que deberá permitirse algún tipo de desplazamiento, si se desea disminuir en lo posible la carga del terreno sobre el sistema de reforzamiento; y a menos que este desplazamiento se pueda controlar, se manifestarán movimientos intolerables de la masa rocosa. Una capa de concreto lanzado, aplicada a tiempo, tiene una flexibilidad suficiente como para deformarse junto con la roca contando con la resistencia necesaria para mantener la estabilidad del lugar.

4.

Al penetrar el concreto entre las fracturas y planos de estratificación de la roca, éste realiza una función de liga, incrementando la resistencia al deslizamiento o efectos de esfuerzos cortantes.

Para que el concreto lanzado rinda buenos resultados, su interacción con la roca debe ser tal que impida el movimiento continuo de ésta. La función real del concreto lanzado es más bien de colaboración con la roca, manteniendo el equilibrio de ésta alrededor de la excavación y reforzando su capacidad de autosoporte, en lugar de tratar de reemplazar las propiedades de sostenimiento de la roca que se removió durante los trabajos de excavación. EN RESUMEN: El objetivo del concreto lanzado no es el de tomar por él mismo la carga total de la roca, sino el de emplear y activar a la roca misma como un miembro soportante.

6.5.5 Identificación del problema de soporte

Si se está considerando el uso del concreto en alguna excavación subterránea, quiere decir que se está presentando un problema de soporte o que se pretende anticipar a un problema potencial de estabilidad. La identificación del problema es el primer paso que se debe dar en la solución. La mayoría de los problemas de soporte caen dentro de alguna de las siguientes cuatro clasificaciones. 1. Deterioro de la superficie de roca expuesta En este caso, la roca en su mayor parte es autosoportable o bien se ha instalado un sistema de soporte como anclas, acero o madera. Aun así, si el área de roca localizada entre las anclas o cabezales tiende a aflojarse y caer después de cierto tiempo de exposición, el fenómeno puede estar originado por:

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a) El aire de ventilación y los cambios de temperatura, los cuales humedecen y resecan la roca expuesta. b) Los escurrimientos de agua que alteran la composición de la roca. Estos problemas de deterioro de la roca pasan a ser problemas de amacize temporal, los cuales con el tiempo hacen necesario el empleo de alguna técnica de soporte, o inducen el aflojamiento del soporte originalmente instalado. 2. Aflojamiento de la roca Esta clase de problemas de refiere a aquellos casos en los cuales la roca del techo tiende a aflojarse a lo largo de los planos de discontinuidad existentes, para luego caer bajo la acción de su propio peso, sobre el piso de la obra, sobre alguna persona o sobre algún equipo; por lo que se deduce que habrá un cierto espesor de roca floja que deberá ser soportado. Este caso es muy común en obras como rampas, niveles y accesos, donde los fenómenos de intemperismo y deterioro por contaminación atmosférica son más frecuentes. El problema comprende aflojamientos que van desde unos pocos kilogramos de roca, hasta desprendimientos repentinos de varias toneladas de material. 3. Esfuerzos aplicados a la roca, mayores que su resistencia Estos problemas involucran casos en que los esfuerzos o concentraciones de esfuerzos que actuan en la roca, rebasan su resistencia, causando que el material rocoso falle. La naturaleza del fallamiento depende del grado de sobreesfuerzo y de las características estructurales de la roca. El fenómeno abarca desde el estallamiento de pequeños fragmentos de roca, hasta grandes volúmenes. También la velocidad del afallamiento podrá variar de lento (varias semanas) a muy rápido (algunos minutos), dependiendo de la magnitud de los esfuerzos. 4. Roca o suelo expansivo Este problema se presenta en rocas o terrenos que contienen elevados porcentajes de arcilla. La arcilla cuando absorbe humedad, aumenta de volumen, dilatando los planos de estratificación que la contienen. La ventilación de la mina hace que la arcilla pierda humedad, con lo que su volumen se ve reducido. La pérdida de volumen, a su vez, hace que disminuya la cohesión en la roca, que es lo que finalmente produce su fallamiento.

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6.5.6 Control de calidad de los materiales

Los estándares de calidad aplicados normalmente al concreto ordinario son aplicables a los materiales usados en el concreto lanzado (agregados, cemento, acelerantes y agua). Antes de dar inicio formal a los trabajos de concreto proyectado, es necesario establecer un control de calidad y un programa de los materiales que se van a emplear; por lo que resultará conveniente: 1. 2. 3. 4. 5.

Seleccionar el tamaño adecuado de los agregados y su contenido de humedad. Seleccionar el tipo de cemento y aditivos. Correr algunas pruebas en paneles experimentales. Obtener registros de resistencias a compresión a los 7, 14 y 28 días a partir de testigos cilíndricos o cúbicos. Entrenar al personal encargado de la operación en el manejo y mantenimiento del equipo, incluyendo la manguera de proyección.

6.5.7 Características de los materiales

1. Cemento Generalmente se utiliza cemento portland, que conforma los mismos requerimientos del concreto ordinario. Por regla general se emplean dosificaciones proporcionales de cementoagregados en el orden de 3:1 a 5:1, o sea, de 385 a 550 kg. de cemento por metro cúbico de agregados. Habrá que tener presente que debido al efecto de "rebote", la granulometría del concreto proyectado pierde tamaños gruesos, por lo que será conveniente enriquecer la mezcla en cemento, en una proporción que puede estimarse en unos 50 kg/m3. 2. Agregados Los agregados deberán estar bien graduados, libres de arcillas (en lo posible), una humedad comprendida entre el 4 y el 8%, un contenido mínimo de partículas aplanadas (para proporcionar buena densidad), resistencia a la compresión, a la tensión y un rebote mínimo. Los agregados finos permiten una buena adherencia a la superficie recubierta y los gruesos dan consistencia a la mezcla. La densidad puede quedar entre 2.4 y 2.7 toneladas/m3.

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CAPÍTULO 6

A continuación se muestra una tabla granulométrica recomendada, donde deberá buscarse la manera de no obtener más del 30% de material de un mismo tamaño comprendido entre dos rangos consecutivos. Malla (pulgadas) 3/4 1/2 3/8 # 4 # 8 # 16 # 30 # 50 # 100 # 200

Malla (mm) 20.00 12.70 10.00 4.75 2.36 1.18 0.60 0.35 0.15 0.07

Porcentaje Tamizado 100 80-95 70-85 50-65 35-50 20-35 10-22 5-13 2-8 0.15

Mezclas muy húmedas provocarán taponamientos, en tanto que mezclas muy secas aumentan la cantidad de polvo durante el lanzado, además de reducir la compactación. La proporción entre agregados gruesos y finos, debe ser del orden de 40% (gruesos) y 60% (finos). 3. Agua

426


El agua que debe emplearse para la mezcla del concreto proyectado o gunita, debe cumplir las especificaciones que se exige para el agua con la que se elabora el concreto ordinario, evitando concentraciones elevadas de substancias ácidas o básicas, arcilla, limo, aceite, etc. El agua tiene una relación directa sobre la resistencia del concreto lanzado y sobre su docilidad. En general hay que respetar el hecho de que el concreto proyectado se mantenga en su sitio una vez colocado. Éste es un indicador muy importante, ya que la experiencia indica que si se supera una relación agua/cemento de 0.45, se escurre el concreto en las superficies verticales, mientras que por otro lado, si la relación agua/cemento es inferior a 0.35, se producirá tal cantidad de polvo que será imposible una operación saludable, obligando al obrero a aumentar rápidamente la dosificación de agua, con lo que se perderá muy probablemente la proporción adecuada. Así se ha podido comprobar que un operario experimentado puede mantener una relación agua-cemento entre 0.38 y 0.40. 4. Acelerantes Casi siempre las mezclas para operaciones de gunitado o de concreto lanzado contienen un aditivo para acelerar el fraguado. Para este fin, existen aditivos de dos clases: líquidos o en polvo. Los aditivos comerciales en polvo evitan la disminución de la resistencia del concreto y aportan propiedades plastificantes y anticorrosivas cuando se aplican en proporciones comprendidas entre el 3 y 7% del peso del cemento. Las dosificaciones de los acelerantes líquidos deberá ser del orden del 25% del volumen de agua de la mezcla. Los acelerantes pueden dosificarse manual o mecánicamente, pero deben ser añadidos a la mezcla en el lugar de trabajo y con el debido cuidado, a fin de obtener una mezcla homogénea con el cemento y los agregados. Es muy importante que la mezcla final se elabore con anticipación para evitar que los aditivos reaccionen con el cemento y la humedad de los agregados antes de proceder al lanzado. 5. Armaduras Hay que tener presente que tanto el concreto proyectado como la gunita poseen una resistencia a la tracción muy pequeña y, por ello, cuando deben ejercer un papel estructural, es necesario colocar las armaduras (varillaje de acero) correspondientes.

427

CAPÍTULO 6

Puede admitirse que el concreto lanzado debe necesariamente armarse si su espesor supera los 7 cm (3"); en espesores menores ejercerá un papel de revestimiento, por lo que no será necesario armarlo. Sin embargo, habrá que tener presente que cuando el concreto armado trabaja como revestimiento en macizos rocosos, hay que colocar previamente el sostenimiento estructural (anclas o marcos), para prevenir la caída de bloques con el consecuente peligro que esto involucra (figura 6.47). Normalmente las armaduras están constituidas por mallas electrosoldadas, con diámetro de alambre comprendido entre 3 y 8 mm, y claros mínimos de malla de 100 mm. En general, no es conveniente que las mallas del armado estén totalmente pegadas a la roca que va a recibir la proyección del concreto, ya que en ese caso, fácilmente se producirán discontinuidades con una adherencia mínima, al amparo de las propias armaduras.

FIGURA 6.47 Galería sostenida con arco rígido y concreto lanzado (Biron & Arioglu, 1987)

6.5.8 Métodos de colocación

Los métodos de colocación del concreto proyectado (figura 6.48), se pueden clasificar según el tipo de flujo que tengan los materiales en la manguera de transporte, en los siguientes tres procedimientos:

428


´

´

´

FIGURA 6.48 Métodos de transporte para concreto lanzado (Ayala, Celada e Hidalgo, 1980)

1. Vía seca Los agregados y el cemento se transportan mediante aire comprimido, añadiendo en la tobera de proyección el agua y los aditivos. Este procedimiento se conoce también como flujo diluido. Con las máquinas que existen actualmente en el mercado, se pueden alcanzar distancias de

429

CAPÍTULO 6

transporte de unos 300 m, con una velocidad de proyección comprendida entre los 60 y 70 m/s. 2. Vía húmeda El concreto se debe preparar antes de su transporte, el cual se realiza mediante aire comprimido. En la tobera de proyección se añade un poco de aire para acelerar el producto. Este procedimiento se suele llamar también en algunos lugares flujo de tapones. La distancia de transporte generalmente es de unos 30 m, y la velocidad de proyección del orden de 30 m/s. 3. Flujo denso En este método el concreto también se debe preparar antes de proceder a su transportación, la cual se efectúa por medio de bombeo. En la tobera de proyección se inyecta aire comprimido para lanzar el hormigón. La distancia de transporte suele estar comprendida entre 60 y 80 m, y la velocidad de proyección que se alcanza oscila entre 8 y 12 m/s. Este proceso también se conoce con el nombre de vía húmeda en flujo denso. El proceso por "vía seca" es el que se ha implantado hasta ahora en la mayoría de las aplicaciones, fundamentando su empleo en las siguientes razones: 1.

La distancia de transporte es aproximadamente cuatro veces superior a la que se consigue con los otros sistemas. Esto produce una importante ganancia de tiempo y mano de obra.

2.

La velocidad de salida de una mezcla seca alcanza en la tobera más de 60 m/s. La energía cinética produce una mejor penetración de partículas muy finas y de la lechada de cemento en poros y fisuras microscópicas de la superficie base, lográndose de esta manera una superficie específica muy superior, una íntima unión y una alta adhesión.

3.

El hormigón proyectado por vía seca permite utilizar agregados de mayor tamaño.

4.

El sistema por vía seca suele dejar sólo un 5% del volumen en poros, lo que representa una cifra muy buena. El mismo hormigón proyectado por vía húmeda suele tener un volumen de poros comprendido entre 12-13%. Si los poros son capiláricos, el hormigón por vía húmeda es mucho menos impermeable, lo que permite la filtración de una mayor cantidad de agentes ambientales nocivos, que carbonizan el cemento y lo destruyen.

430


El principal inconveniente que se le imputa a este procedimiento es la producción de polvos, respecto a lo cual hay que señalar que se han hecho progresos importantes en años recientes orientados hacia las siguientes acciones: 1.

Realizar la adición del agua a unos tres metros antes de la salida de la boquilla de proyección, con lo cual se consigue una mejor humidificación de los componentes.

2.

Añadiendo una parte del agua necesaria en la propia máquina de proyección, se consigue que el proceso se convierta en semihúmedo, con lo cual también se mejora notablemente la distribución del agua y se disminuye la generación de polvo.

3.

Eliminación de las partículas de roca susceptibles de producir silicosis (diámetros inferiores a 5 micras), añadiendo a la mezcla seca aditivos especiales en proporción del 0.3% del peso de cemento. Con lo anterior se puede llegar a concentraciones de partículas menores de 5 micras, en el orden de 2 mg/m3 de aire, lo cual resulta bastante satisfactorio.

La principal ventaja del procedimiento por vía húmeda radica en que se produce mucho menos polvo, lo cual es evidentemente cierto. Otro argumento importante radica en el mejor control de la relación agua/cemento, pero hay que tener presente que un hormigón bombeable lleva por regla general un factor agua/cemento de 0.5 y una cantidad de cemento de 425 kg/m3. Como ya se ha indicado, por vía seca resulta muy fácil conseguir una relación agua/cemento comprendida entre 0.38 y 0.40, que resulta ser la mas favorable. Frente a estas ventajas, se debe señalar el grave inconveniente que suponen unas distancias de transporte muy reducidas y la escasa velocidad de proyección, que incide en las características mecánicas del concreto. A todo esto habrá que agregar el costo más alto del equipo que hay que usar en los procesos de vía húmeda. Por todo lo anterior, se explica razonablemente que el método de vía seca sea el que tiene mayor aceptación hoy en día. Una vez que se han establecido las características más importantes del concreto proyectado, es necesario considerar algunos aspectos importantes de utilización, tales como: preparación de la superficie, rebote del material proyectado y rendimientos.

6.5.9 Preparación de la superficie

431

CAPÍTULO 6

La superficie sobre la cual se va a proyectar deberá lavarse con agua y aire comprimido, con objeto de eliminar el polvo y materiales extraños, que de alguna forma interfieran con la buena operación y con los parámetros de adherencia. Si el macizo rocoso se degrada por efecto del agua de lavado o presenta gran cantidad de fisuras, será recomendable realizar la proyección del material directamente, es decir, sin intentar lavar la superficie. En cualquier caso, deberán eliminarse los "costerones" o lajas que pudieran aflojarse, por medio de una sencilla operación de amacize.

6.5.10 Rebote del material proyectado

Una de las dificultades más importantes que presenta el uso del concreto proyectado son las "pérdidas por rebote", que se definen como el peso del concreto proyectado que rebota de la superficie de aplicación, expresado en porcentaje del peso total del concreto proyectado. A titulo de orientación, la siguiente tabla muestra algunos de los valores característicos del rebote en diferentes tipos de aplicaciones. Tipo de superficie de proyección Superficies horizontales Superficies inclinadas Superficies verticales Bóvedas y techos

Rebote normal (%) 5.0-10.0 15.0-18.0 15.0-20.0 20.0-30-0

El rebote en la proyección del hormigón, depende de los siguientes factores: − − − − − − − − − −

432

La cantidad de agua. La cantidad de agregados. La granulometría de los agregados. La velocidad de proyección. La destreza del operador que proyecta. La velocidad inicial del fraguado (proporción de acelerante empleado). La cantidad de humedad y/o agua presente en la superficie de proyección. El ángulo de impacto en la proyección. El espesor de la capa aplicada. La distancia entre la tobera de proyección y la superficie de aplicación.


De todos los factores listados, posiblemente el de mayor influencia sea la destreza del operador, por lo que resulta altamente recomendable antes de la realización de un trabajo con concreto lanzado, adiestrar perfectamente al personal, ensayando las técnicas de proyección sobre una estructura preparada en el exterior. Por lo que se refiere al ángulo de impacto con la superficie de aplicación, el menor rebote se consigue cuando dicho ángulo se acerca a los 90o. Esta condición no sólo es importante por el ahorro de material que representa, sino porque así se consigue el mejor acabado superficial del concreto. En estas condiciones se puede lograr, con la habilidad necesaria, un rebote comprendido entre el 10 y el 12%. La siguiente tabla señala algunos valores de rebote, para diversos ángulos de incidencia. Ángulo de incidencia sobre la superficie 90o 60o 30o

Rebote normal (%) 10.0-12.0 16.0-21.0 18.0-24.0

Para que el rebote sea mínimo, la distancia entre la tobera de proyección y la superficie debe estar comprendida entre 0.60 y 1.50 m, con 1.00 m como la distancia ideal. Para una distancia de 1.00 m, proyectando normalmente (90o) a la superficie de aplicación, el rebote puede ser de un 10%, pero si la distancia aumenta o disminuye 25 cm fuera del margen señalado, el rebote superará fácilmente el 25%. Sin embargo, cuando se deba proyectar hormigón sobre armaduras (malla ciclónica), es conveniente reducir la distancia de proyección por debajo de los 0.60 m, con objeto de que el concreto rellene perfectamente bien el espacio que rodea a las armaduras y no se dejen "zonas de sombras" que producirán discontinuidades en el hormigonado.

6.6 Malla de alambre La malla de alambre, en conjunto con los pernos de anclaje, se usa para retener pequeños fragmentos de rocas sueltas o como refuerzo para el concreto proyectado. En las excavaciones subterráneas se utilizan en general dos tipos de malla: la malla de eslabones o tela de gallinero y la malla electrosoldada.

6.6.1 Malla de eslabones

433

CAPÍTULO 6

Este tipo de malla es el que generalmente se emplea para la construcción de cercas de alambre y gallineros. Consiste en una retícula elaborada con alambres entretejidos entre sí, que en apariencia forma "eslabones". El alambre puede estar galvanizado como una medida preventiva contra la corrosión. Por su forma de "tejerse", resulta bastante flexible y resistente a la tracción. Usualmente se comercializa en "telas", con retículas de aproximadamente 5 cm de lado. Para su colocación en las paredes y techos de las obras, se despliegan siguiendo el contorno de la superficie donde van a actuar, sujetándose con pernos-ancla, generalmente de fricción (split-set) o del tipo "anclaje puntual". Cuando se sueltan fragmentos de roca relativamente pequeños, éstos quedan atrapados en la malla, la cual puede llegar a soportar cargas que, dependiendo del espaciamiento que se tenga entre los puntos de fijación, podrán llegar a ser considerablemente altas. A pesar de que la malla de eslabones en ocasiones se usa como armadura de refuerzo para la aplicación del concreto lanzado, su empleo no resulta recomendable debido a la dificultad que representa el hacer pasar el concreto por la retícula de la malla.

6.6.2 Malla electrosoldada

Este tipo de malla es la recomendable para reforzar el concreto proyectado. Consiste en una retícula de 100 × 100 mm, formada con alambres de acero en calibres que varían de 3 a 8 mm, soldados en sus puntos de intersección. Una malla diseñada para uso en obras subterráneas se forma con alambres de 4.2 mm de diámetro (comercialmente se conoce como malla 100 × 100 × 4.2) y se entrega en secciones que pueden ser fácilmente manejadas por uno o dos hombres. Generalmente, la malla soldada se fija a la roca mediante una segunda placa de retén y una tuerca, colocando todo el conjunto sobre el ancla previamente fijada a la superficie de recubrimiento. El anclaje intermedio se asegura con anclas cortas cementadas o de concha de expansión. Se requiere una cantidad suficiente de anclas intermedias, para que la malla sea colocada adecuadamente contra la superficie de la roca. La malla resulta vulnerable a los fragmentos de rocas que se proyectan durante el proceso de voladura, las cuales la pueden dañar severamente, por lo que resulta recomendable demorar su instalación hasta que las voladuras se encuentren lo suficientemente lejanas como para evitar dichos daños. Si lo anterior no resulta posible, por razones de seguridad o de necesidad de sostenimiento rápido, habrá que proteger con colchones a la malla instalada. La malla rota se

434


puede reemplazar fácilmente mediante el recorte de la porción dañada y la colocación de malla nueva con un traslape generoso, para asegurar la continuidad del refuerzo. La malla soldada tiene la ventaja de no "correrse" cuando sufre daño, como ocurre con la malla de eslabones. Por regla general, la malla electrosoldada no está protegida con un baño galvánico, por lo que también resulta vulnerable a la corrosión si no se recubre perfectamente con el concreto proyectado, por ello habrá que prestar especial atención a la operación de lanzado para evitar la formación de "bolsas de aire" por detrás de la malla o por detrás de los puntos de intersección, ya que esto promoverá la oxidación de los alambres. Lo anterior se logra mediante el movimiento constante de la tobera de lanzado, para hacer que el ángulo de impacto varíe y que el concreto pueda penetrar por detrás de la malla.

6.7 El relleno como material de soporte Los problemas involucrados en la estabilidad de las minas y en la estabilidad de otro tipo de trabajos relacionados con las excavaciones, son idénticos desde el punto de vista de condiciones estáticas, y muchos de los factores que contribuyen a dicha estabilidad son también susceptibles de contribuir a la resistencia de los materiales bajo condiciones de carga dinámica, como por ejemplo, roca fragmentada, tepetate o cualquier otro material de relleno. La designación de "relleno" involucra tanto a los materiales empleados para la operación, como todos los pasos necesarios que se requieren para rellenar los huecos que se produjeron por las excavaciones realizadas con anterioridad, que fueron ejecutadas con objeto de extraer los valores minerales comerciales de un depósito. El relleno, tal y como se aborda en este capítulo, constituye un sistema más de fortificación, ya que en los casos específicos en los que se emplea, ayuda al control del techo y de las paredes del área excavada, siempre que se coloque inmediatamente después de realizada la excavación. Los sistemas de relleno generalmente se emplean para fortificar los grandes huecos producidos por la explotación de materiales pétreos de interés comercial, donde las paredes y techos formados por la roca encajonante no son estructuralmente autosoportables. Algunos métodos de explotación minera subterránea emplean el relleno como parte integral del sistema, como es el caso específico del método de "corte y relleno". En algunas minas, el 100% del tonelaje minado se reemplaza por material estéril de relleno después del minado.

435

CAPÍTULO 6

Los métodos de relleno se utilizan cuando la excavación no puede permanecer abierta por periodos largos de tiempo después de que el material fragmentado ha sido retirado del rebaje. Cuando se requiere de un método de soporte continuo, los sistemas de relleno resultan adecuados, sobre todo si se combinan con cuadros conjugados o con cualquier otro tipo de soporte de madera. Después de que el mineral ha sido "rezagado" y extraído del rebaje, se inician las operaciones de introducir el relleno que ocupará el espacio abierto dejado por el mineral y que proporcionará soporte a las paredes de la obra y un nuevo piso de trabajo, a partir del cual se iniciará el minado del siguiente corte.

6.7.1 Ventajas del relleno como material de soporte

1. 2. 3. 4. 5. 6. 7. 8. 9. 10.

Minimiza la aparición de fallas estructurales en el techo y paredes del rebaje. Permite el minado de cuerpos minerales irregulares. Permite el empleo de técnicas de minado altamente mecanizadas. Baja la dilución del mineral debido al desprendimiento de material estéril de las paredes. Proporciona pisos planos y nivelados para el trabajo de hombres, materiales y equipo. Permite el minado de cuerpos a grandes profundidades. Incrementa las reservas minerales ya que los pilares de soporte pueden ser recuperados. Evita el tener que dejar mineral con valor comercial dentro de los rebajes. Proporciona un mejor control para la ventilación del rebaje. Proporciona espacios adecuados para depositar materiales de desecho de planta y mina (jales y terreros), los cuales en otras circunstancias tendrían que ser evacuados y depositados en áreas superficiales con el consecuente deterioro ambiental y ecológico.

6.7.2 Fuentes de abastecimiento para materiales de relleno

En virtud de que los requerimientos de material de relleno son considerablemente grandes, se deberán utilizar todas las fuentes de abastecimiento disponibles para poder proporcionar los volúmenes que demanda un sistema de explotación minera que necesite este tipo de material de soporte. Los materiales utilizables como relleno, en la mayoría de las operaciones mineras en el mundo, pueden ser categorizados de la siguiente manera: 1.

436

Roca estéril fragmentada o "tepetate".


2. 3. 4. 5.

Arenas clasificadas producto del desecho de molienda de plantas de tratamiento de minerales. Pastas (formadas con “jales” clasificados, cemento y agua en proporciones muy densas) Material de aluvión proveniente de lechos de ríos y arroyos. Material misceláneo (escorias granuladas de fundición, arenas secas, gravas, etc.).

La roca estéril o tepetate puede ser generada en el interior de la mina, cuando se realiza el cuele en material carente de valor, de las obras de desarrollo, transportado al interior de los rebajes por medio de "tepetateras" comunicadas de nivel a nivel (figura 6.49); por tepetateras coladas como fuente de abastecimiento en el interior del mismo rebaje, ya sea "al alto" (figura 6.50), "al bajo" (figura 6.51) o bien obtenido de fuentes externas desde la superficie (canteras, bancos de roca o arena), para ser introducido al interior de la mina por medio de contrapozos. Dentro de esta última categoría se puede incluir al sistema de minado llamado "glory-hole", siempre y cuando se realice en tepetate (figura 6.52). El "aplanille" o distribución del material para nivelarlo dentro del rebaje se realiza por regla general, con "escrepas".

FIGURA 6.49 Tepetateras de nivel a nivel (López A., 1973)

437

CAPÍTULO 6

FIGURA 6.50 Tepetateras "al alto" (López A., 1973)

Figura 6.51 Tepetateras "al bajo" (López A., 1973)

438


FIGURA 6.52 Sistema de minado "glory-hole" (Hustrulid, 1982)

Las arenas clasificadas que provienen de las "colas" finales de los procesos de beneficio metalúrgico de minerales, se han convertido en años recientes en el material de relleno de uso más difundido en operaciones mineras subterráneas. Algunas veces se combina con otro tipo de materiales como arenas aluviales, roca fragmentada, tepetate, gravas, etc. Originado en las instalaciones metalúrgicas superficiales, el relleno con arenas (ya sea jal "fresco" o jales repulpados de las presas), se transporta al interior de la mina en forma de lodos a través de una red de tuberías y barrenos colados en la roca, desde donde se distribuye con líneas secundarias a los diferentes rebajes y niveles (figuras 6.53, 6.54, 6.55 y 6.56).

439

CAPÍTULO 6

Figura 6.53 Relleno de arenas con eliminación de agua por filtración (López A., 1973)

FIGURA 6.54 Relleno de arenas con eliminación de agua por decantación (López A., 1973)

440


FIGURA 6.55 Colocación de la tela filtrante en contrapozos (López A., 1973)

FIGURA 6.56 Detalle de los ensambles en contrapozos (López A., 1973)

En la preparación de las arenas para relleno, éstas deberán reunir características específicas en cuanto a granulometría se refiere, razón por la cual los jales repulpados y las colas finales de flotación deberán recibir un tratamiento previo de clasificación, con objeto de eliminar hasta

441

CAPÍTULO 6

donde sea posible todo el material de granulometría más fina. Los "finos" o "lamas" resultan indeseables en los sistemas de relleno hidráulico, debido a que durante su depositación forman horizontes impermeables que impiden la eliminación del agua que se usó para transportar las arenas. Para que el relleno pueda actuar como elemento de soporte, el material en suspensión deberá asentarse, compactarse por su propio peso y secarse, por lo que es necesario filtrar o decantar el agua excedente. (figuras 6.53 y 6.54) Las plantas para el tratamiento de las arenas de relleno, usualmente, constan de hidrociclones clasificadores que separan el material grueso (arenas) del material fino (lamas), tanques agitadores (para mantener las arenas en suspensión), tanques almacenadores (para acumular las arenas clasificadas antes de ser enviadas a la mina), equipos de bombeo para lodos, y los controles necesarios para regular el flujo de la pulpa en las tuberías de transporte (figura 6.57).

FIGURA 6.57 Planta de tratamiento para arenas de relleno (López A., 1973)

442


6.7.3 Selección del material de relleno

La selección adecuada del material de relleno estará en función de varios factores, entre los cuales se pueden incluir: el tipo y cantidad de material(es); disponible(s); los costos de tratamiento del material; los costos de colocación del material y las características resistentes del material después de que ha sido colocado dentro de los rebajes de la mina. En consecuencia, el material por considerar como un buen relleno deberá poseer las siguientes características: 1.

Que se encuentre disponible en cantidad suficiente dentro del área de la mina.

2.

Que se pueda obtener rápidamente, que se pueda preparar y que se pueda colocar dentro de la excavación, al costo más bajo posible. Que se pueda colocar dentro de los rebajes sin entorpecer las demás operaciones de producción.

3.

4.

Que posea una resistencia a la compresión de 0.35 a 7.0 MPa (mega Pascales) (1 MPa = 10.197 kg/cm2).

5.

Que posea algunas propiedades cohesivas.

6.

Que produzca una superficie de trabajo nivelada y consistente, capaz de soportar el peso y el tránsito de equipos móviles.

7.

Que en todo su conjunto sea un material de bajo costo.

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Fundamentos Para la explotacion de minas.pdf

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