universidad nacional ·oe ingenieria facultad de lngeniffía...
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UNIVERSIDAD NACIONAL ·oE INGENIERIA
Facultad de lngeniffía Geológica
Minera y Metalúrgica
« Diseño da Voladura»
Mjna Toquepala
INFORME DE INGENJERlA
PARA OPTAR El T�TULO PROFESIONAL DE
INGENIERO DE MINAS
Lui-s · Alberto Porras lineo
P:rom: 1.984- I
LIM� .. eERU
1993
DEDICATORIA
En gratitud a la abnegación y
esfuerzo de mis queridos
padres. Al apoyo desplegado
de mi esposa y con cariño para
mi hijo.
INTRODUCCION
CAPITULO I
CAPITULO II
J: N D J: C E
GENERALIDADES
A. UBICACION Y ACCESIBILIDAD
B. FORMULACION DEL PROBLEMA
C. OPERACIONES MINA
l. Perforación
Pags.
1
2
2
4
4
1.1. Perforación Primaria 4 1.1.1 Generalidades 1.1.2 Equ1po de Perforación 1.1.3 Costos
1.2. Perforación Secundaria 15 1.2.1 Generalidades 1.2.2 Equipo de Perforación 1.2.3 Perforación de rocas,
pisos y taludes. 1.2.4 Costos
·--2. Carguio del.material disparado 18
2.1 Palas P&H 1800 19 2.2 Posición de la pala frente
al banco 20 2.3 Ciclo y ángulos de giro 21 2.4 Rendimiento de Pala 23
3. Acarreo del material disparado 23
3.1 Sistemas de acarreo
ASPECTOS GEOLOGICOS A CONSIDERAR PARA EL DISEÑO DE VOLADURA
23
A. INTRODUCCION 25
B. CLASIFICACION GEOLOGICA DE LAS ROCAS 25
1. Rocas Igneas2. Rocas sedimentarias3. Rocas metamórficas
25 27 29
CAPITULO III
c. CLASIFICACION ESTRUCTURAL DELAS ROCAS
1. Rocas competentes2. Rocas incompetentes
D. GEOLOGIA DEL YACIMIENTO
1. Geología general2. Alteración3. Mineralización
E. PROP-IEDADES FISICO-QUIMICAS DELAS ROCAS
1. Propiedades Volumétricas2. Propiedades Mecánicas3. Propiedades Elásticas
F. PROPIEDADES DE LOS MACIZOS ROCOSOS
1. Litología2. Fracturas pre-existentes3 . Presencia de agua 4. Temperatura del macizo rocoso
G. ClASIFICACION DE LAS ROCAS "IN SITU"
1. Separación entre diaclasas2. Indice de calidad de las
rocas, RQD
EXPLOSIVOS Y ACCESORIOS DE VOLADURA. USADOS EN TOQUEPALA
A. INTRODUCCION
B. RESEÑA HISTORICA
c. CLASIFICACION DE LOS EXPLos¡vos
D. PROPIEDADES DE LOS EXPLOSIVOS
E. EXPLOSIVOS INDUSTRIALES
29
29 30
30
30
41
45
46
46
49
54
57
57 58 58 59
60
60
60
63
64
66
66
75
1. Permisibles 76 2. Dinamitas 76 3. Agentes y Explosivos de Voladura 77
F. APLICACION DEL ANFO 99
CAPITULO IV
G. ACCESORIOS DE VOLADURA 101
H. SELECCION DE EXPLOSIVOS Y ACCESORIOSDE VOLADURA 106
PARAMETROS DE DISEÑO DE VOLADURA
A. INTRODUCCION
B. ALTURA DE BANCO
C. DIAMETRO DEL TALADRO
D. PARAMETROS DE DISEÑO DE VOLADURADE PRODUCCION
1. Cálculo de los parámetros deDiseño de voladura aplicandolos estándares postulados por
125
126
133
136
R.L.Ash 136
1.1 1.2
1.3 1.4
1.5 1.6
Radio de Dimensión de Carga Radio de la Profundidad de Taladro Radio de Sobreperforación Radio de Atacado Radio de Espaciamiento Cálculo de los Parámetros de Diseño de Voladura según R.L.Ash
2. Diseño de Voladura según elMétodo de Comparación deEnergi�s Relativas
3. Diseño de Voladura según Pearse4. Diseño de Voladura según
López-Jimeno5. Diseño de Voladura según Konya6. Diseño de Voladura según
Konya y Walter
E. DISEÑO DE VOLADURA Y SU CONTROLEN LIMITES FINALES DEL PIT
138
140 140 142 144
148
152 155
158 160
162
165
1. Introducción 165 2. Teoria de las Vibraciones 166 3. criterio de Daño por la Voladura 169 4. Estimación de la Velocidad
Pico de Partícula 169 5. Diseño de Malla y carga 173 6. Cálculo de Carga Explosiva
por Retardo 178
CAPITULO V
CAPITULO VI
CAPITULO VII
. EVALUACION Y DISCUCION DE RESULTADOS
A. INTRODUCCION
B. VOLUMEN DE MATERIAL MOVIDO
c. FRAGMENTACION
1. Análisis Cuantitativo Visual2. Estudio de Producción de los
Equipos de Carguío y Acarreo3. Volumen de Material que re-
quiere Fragmentación Secundaria
D. GEOMETRIA DE LA PILA, ALTURAY DESPLAZAMIENTO
E. ROTURA HACIA ATRAS
F. PROYECCION HACIA ATRAS
G. NIVEL DEL PISO DEL BANCO
H. ESTADO FISICO DEL MACIZO RESIDUAL
AJUSTE DE LOS PARAMETROS DE DISEÑO DE VOLADURA A TRAVES DE LA·:··EVALUACION TECNICO-ECONOMICA
A. PARAMETROS DE DISEÑO DE VOLADURAAJUSTADOS PARA CADA TIPO DE ROCA
B. COSTOS DE PERFORACION, VOLADURA,CARGUIO Y ACARREO
C. SEGURIDAD DE VOLADURA Y MANEJODE EXPLOSIVOS
CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES
CAPITULO VIII BIBLIOGRAFIA
185
185
185
185
186
189
190
191
193
193
194
196
218
219
230
232
INTRODUCCION
El presente trabajo, tiene como finalidad dar a conocer los
parámetros ideales de diseño de voladura de producción, y de
la voladura en los limites finales del tajo, para el caso
particular de esta mina, que nos proporcione condiciones
óptimas de trabajo, para las siguientes fases de minado,
condiciones como; buena fragmentación, geometría ideal de la
pila, buen piso, buena estabilidad de la pared del banco
final, que se reflejaran en la buena producción, menor costo
de minado y en las condiciones seguras que_brindan para el
minado de los bancos inferiores etc.
Se consideran las diferentes rocas existentes que se estan
minando en el tajo Toquepala para: s� clasificación
geológica y estructural, mostrar las alteraciones,
determinar sus propiedades Fisico-quimicas, que en su
conjunto nos hablé:trá de su difipultad a la voladura, para
luego seleccionar el tipo de explosivo adecuado.
Posteriormente, se haran cálculos teóricos para hallar los
parámetros de diseño de voladura, usando las diferentes
fórmulas existentes, esto es en lo que respecta a la
voladura de producción, tampién se hallará los parámetros de
diseño de voladura en limites finales, usando el concepto de
la velocidad pico de particula.
Luego, estos parámetros seran ajustados a través de la
evaluación técnico-económica.
1
A.
CAPITULO 1
GENERALIDADES
UBICACION Y ACCESIBILIDAD
La mina Toquepala, se encuentra ubicada en el flanco
occidental de los andes del sur del Perú, en el distrito
de,Ilabaya, provincia de Jorge Basadre y departamento de
Tacna.
La ubicación geográfica de la parte central esta dada
por las coordenadas 11 °1s 1 de latitud sur y 70°37' de
longitud oeste.
Toquepala, es accesible principalmente desde las
ciudades de Tacna, Moquegua e Ilo a través de la
carretera Panamericana sur en su kilómetro 1204 ubicado
en la localidad de Camiara, de donde parte una carretera
afirmada de 75 Kms. de longitud y un rumbo general de N
60° E, pasando por las . localidades de Villa Staff y
Plaza antes de llegar a la mina. Se tiene también un
Ferrocarril Industrial de 167 Kms. que une Toquepala con
el Puerto de Ilo.
B. FORMULACION DEL PROBLEMA
.El problema existente, es el bajo rendimiento de los
equipos de; carguio, acarr�o, y el de transferencia de
material o tolvas, esto se debe a los malos resultados
de la voladura: mala fragmentación, poco desplazamiento,
pisos ;malos.
- La mala fragmentación; hace que el carguío sea lento,
pues se tiene que escoger el material promedio en
fragmentación de las piedras grandes, y si estas
2
últimas llegan a pasar por acomodo, se producirán atoros en las tolvas de transferencia, que hará que descienda la producción de los trenes, de los volquetes que estaran esperando el desatoro de la
tolva, y de las palas que estaran esperando los
volquetes.
- El poco desplazamiento; es un indicador que el disparo
se ha congelado, y esto se debe a la poca carga
explosiva usada, que en el mejor de los casos se ha
�provechado el total de la energía producida por el
explosivo tan solo en fragmentar la roca, faltando
energía para desplazarla, en estas condiciones de
trabajo el rendimiento de las palas sera bajo: carguio
lento, tiempo perdido debido a roturas de cables de
izar, desgaste prematuro de ·dientes de cucharon, y
otros como es el averío -�del sistema de empuje del
equipo, etc.
- Los pisos malos; influyen en el rendimiento de la
pala, pues estas no se podrán cuadrar idealmente,
habran tiempos perdidos por roturas de eje, tambiénreducirá el rendimiento de los volquetes, por el
incremento· de tiempo al cuadrarse, debido al estado
del piso, incremento de tiempo al realizar los viajes
de ida y retorno, pues se notará la reducción de la
velocidad por los tramos donde exista problema de
pisos, también en estos equipos se experimentará un
incremento en los costos de mantenimiento, debido al
alto consumo de llantas, pistones, amortiguadores, etc.
Ante estas premisas nos vemos obligados a mejorar los
resultados de la voladura, desde el punto de vista
técnico-económico, de tal manera que mejore el
rendimiento de los equipos de carguio y acarreo, y así
se reduzcan los costos totales de minado.
3
c. OPERACIONES DE MINA
1. Perforación
1.1. Perforación primaria
1.1.1 Generalidades
La perforación de las rocas dentro del
campo de las voladuras es la operación
que tiene como finalidad aperturar unos
huecos, con la distribución y geometria
adecuada dentro de los macizos, donde se
depositaran las cargas de explosivo y
sus accesorios iniciadores. Para
a�egurar exitosamente los resultados de
la voladura, el taladro debe estar en
una posición esp�cifica en relación a la
superficie del material.
DESCRIPCION -�DE LA PERFORADORA BUCYRUS
ERIE SOR.
a. La perforadora al empezar a trabajar
comunica a la broca dos movimientos:
- Rotación.- Es accionada por un
motor montado verticalmente que
hace girar un acople de mando a
través de una reducción de
engranajes. Se le expresa en
revoluciones por minuto (rpm).
Las velocidades de rotación que se
utilizan varian de 50 a 80 rpm, y
es proporcional a si la roca es
dura,mediana o suave.
- Presión hidraúlica.- Son
mecanismos hidraúlicos
los
que
trasmiten a la roca el empuje o
fuerza por unidad de área(Pull
Down), necesaria para vencer la
resistencia a la compresión de la
roca que se está perforando.
4
. b.
c.
d.
La presión sobre la roca varía
entre 200 y 600 psi o lbs/pulg2
según que la roca varíe en dureza
de suave, mediana a dura.
El ripio
expulsada
de la roca perforada
del hueco por medio
es
de
aire comprimido que varía entre 2 5 y
30 psi. El aire es suministrado por
que varia una compresora
capacidad para
volumen de aire
cada
debe
unidad.
en
Dicho
·permita una limpieza
ser tal
rápida
que
del
taladro, en función .de la velocidad
anular de · elevación que según
experiencias debe ser por lo menos -�
de 4000 pies/minuto (Balling
velocity).
Para controlar el polvo que se
produce en la perforación se dispone
de una bomba de inyección de agua,
cuya presión es la misma que la del
aire de la.limpieza.
La energía necesaria es de 4160
voltios suministradas por cables de
fuerza provenientes de casetas
movibles.
e. Estas unidades pueden perforar como
máximo a un ángulo de 60° con
respecto al plano horizontal. La
perforación de taladros primarios en
la mina Toquepala son verticales.
f. Son unidades montadas sobre orugas
de propulsión.
g. Poseen tres gatas hidraúlicas, cuya
función ei nivelar la perforadora a
un plano horizontal.
5
6
h. Guardabarrenos con 4
compartimientos (inclusive para rimer).
i. Castillo de aproximadamente 15metros.
1.1.2 Equipo de perforación. El equipo o la columna de perforación consta de: a. Barretones.- Son tubos de acero de 9
1/4" y 8 5/8" de diámetro y
aproximadamente 21 pies de lóngitudque tiene la función de recibir ytrasmitir el movimiento de rotaciónal estabilizador.
La fatiga y desgaste del barreno esacelerado por exceso de tensión,vibración, revoluciones y barridodel detritus que sirve como abrasivode la parte exterior del barreno.
b •. .
Rimer o Estabilizador. - Es un tubo • .
::r::::0
es::l
p:!:::i::á
;::
r
:01:::u:� 1 de acero al manganeso (mayor ----.-···· 1
resistencia a la abrasión) y cumple las siguientes funciones: b.1 Unión entre el barreno y la
broca. b. 2 Mantener el centro de gravedad
de la columna de perforación, que gira centricamente evitando el pandeo de la misma.
· b. 3 Proteger del desgaste prematurode los barretones.
c. Brocas. - El tipo de broca usadas anivel mundial en la actualidad, esla broca cortadora rotativa, cuatrotipos de broca en forma general sefabrican con mayor estas son:
frecuencia y
- Para formaciones suaves:Los triconos para estas formaciones pequeños
tienen compatibles
rodamientos con los
7
dientes largos y empujes sobre la necesarios. Los
los pequeños -�--�--:-broca que son ;"-::,.,�{\ ( dientes estan �-�
i
separados y los conos tienen un descentramiento grande para producir un efecto de desgarre elevado. Para formaciones medios: Los triconos formaciones tienen tamaño medio,· de empujes necesarios los dientes. La longitud espaciamiento
de y
para estas
cojinetes de acuerdo a los
. y el tamaño de-
los dientes, ----descentramiento
son menores que en los triconos de formaciones suaves. Para formaciones duras: Los triconos de formaciones duras tienen cojinetes grandes, dientes cortos, resistentes y muy proximos de otros. Los conos tienen muy poco descentramiento para aumentar el avance por trituración,
I'
requiriendose importantes.
·empujes
Para formaciones muy duras:
muy
Los tri conos de formaciones extremedamente duras y abrasivas tienen insertos de carburo en vez de dientes que es lo que lo diferencia de los triconos para formaciones duras. Los tamaños mas usados en minería
8
superficial esta es entre· 6 y 9 -·-······-··pulgadas, aunque el r�ngo de J
�::"''
.. -:: .-: l
tamaño de talad+os. puede, ir desde -..�f-./
4 a 15 pulgadas, las brocas rotativas de 9,875 y 12,25 pulgadas son los tamaños mas comunes en las minas donde se usan brocas con diámetros mayores de 9
pulgadas, por ejemplo en la mina Toquepala se usan brocas de 9,875 y 11 pulgadas.
mineral duro hierro y taconita con velocidades de 17 a 30 Ft/h., limonitas duras, dolomitas, mineral medio de hierro,. y mineral de cobre y areniscas muy duras pueden ser penetrados con velocidades de 30 a 80 Ft/h., velocidades de penetración en arcilla, arenisca suave, shales, y minerales suaves pueden ser de 100 a 300 Ft/h.
Formación
Carbón bituminoso
Carbón bituminoso
Carbón bituminoso
Mineral duro-cobre
Mineral prom-cobre
Mineral de hierro
Mineral duro-hierro
Taconita
Limonita
Limonita
Formación
Mineral duro
Mineral medio
Mineral suave
A continuación tenemos la tabla Nº
1. 1, donde se muestra la velocidad
promedio de penetración para las
diferentes formaciones y diámetro de
taladro.
Diámetro
taladro-pulg.
9,000
10;625
'is, ooo
9,000
12,250
9, 00,0
9,875
12,250
6,250
7,875
Velocidades
formaciones
de
Veloc. de pene
tración-Ft/h.
80
90
100
30
40
50
35
25
30
40
penetración para las
.rocosas ·de mineral de
cobre en la mina Toquepala.
Diámetro Veloc. de pene-
taladro-pulg. tración Ft/h.
9,875 28
11,000 41
11,000 48
Entre los factores que afectan el
rendimiento y la eficiencia de las
brocas están:
9
Velocidad de rotación de la
broca. - Debe ser lo ideal,, mayor
velocidad para rocas suaves y
menor velocidad para las rocas
duras.
Pull Down Weight.- Se debe usar el
peso de la máquina o parte de esta
para empujar la broca dentro de la
roca, este peso debe estar entre
4000 a 8000 lb/pulgada de diámetro
dependiendo del tamaño de la broca
a ser usada. Pesos por pulgada de
diámetro de broca aumentará con el
crecimiento del diámetro de broca.
La siguiente tabla nos muestra la
energía recomendable por diámetro
de broca.
Diámetro-broca Pull down
6,375 pulgadas
9,8.75 pulgadas
12;25 pulgadas
Diámetro-broca
5 pulgadas
7 pulgadas
9 ¡:mlgadas
11 pulgadas
12 pulgadas
15 pulgadas
5500 lbs/pulg.
6500 lbs/pulg
7200 lbs/pulg.
Pull down
20000 libras
35000 libras
60000 libras
65000 libras
75000 libras
120000 libras
Al incrementarse la relación de
peso por pulgada, los botones de
las brocas son empujadas en la
10
misma
dentro
relación del
de las rocas.
que los
se
incremento
Y se ha
rangos de
incrementa
demostrado
penetración
linealmente. El peso de la
máquina aplicado en un taladro de
diámetro adecuado, puede ser
aproximadamente el 65% del peso
bruto de la máquina.
Volumen de Aire Requerido para la
Perforación.- Estas perforadoras
usan aire circulante, deben
proveer suficiente aire para
producir una velocidad anular (La
veloci�ad del aire entre el
barreno y la pared del taladro) de
5000 fpm. para rocas que tienen un
peso específico de_ 200 lb/pie3 in
situ, 3000 fpm, la velocidad
anular es considerado mínimo.
Para materiales pesados esta . .
velocidad se debe incrementar,
algunas minas de hierro usan
velocidades de 9000 fpm. la
velocidad anular
causar daño al
muy alta puede
barreno y al
equipo, sin embargo
raramente un problema.
de aire requerido
perforadora, con un
esto es
El volumen
en una
barreno
circular puede ser determinado por
la siguiente fórmula:
Qc = 0,0054 V (D2-d2)
Donde:
11
Diámetro�taladro
pulgadas
4 1/4
4. 1/4
4 1/4
4 1/4
4 1/2
4 1/2
4 1/2
5 5/8
5 5/8
5 5/8
5 5/8
5 5/8
5 5/8
6 1/4
·
Qc = capacidad requerida del
compresor en cfm.
V = velocidad anular en fpm.
D = diámetro del taladro en
pulgadas
d = diámetro del barreno en
pulgadas
Tabla Nº 1. 2, muestra el volumen
requerido para una velocidad
anular de 5000 fpm., para. varias
combinaciones. de diámetros de
taladros y barrenos.
Diámetro-barreno caudal-aire
pulgadas· pie3 por min.
2 3/8 339
2 7/8 267
3 1/2 1s·8
2 3/8 398
2 7/8 3-27
3 1/2 218
4 116
2 7/8 491
3 1/2 382
4 5/8 280
2 7/8 637
3 1/2 530
4 426
3 1/2 732
5 382
3 1/2 908
4 805
12
7 3/8
7 3/8
7 7/8
7 7/8
7 7/8
7 7/8
7 7/8
9
9
9
9
9
9
9
9
10 5/8
10 5/8
10 5/8
10 5/8
11
11.
12 1/4
12 1/4
12 1/4
12 1/4
15
15
1.1.3 COSTOS.
Los costos
expresados
del hueco.
costo por
cuando sea
peso del
3_ 1/2
5 1/2
3 1/2
5 1/2
6 1/4
6 5/8
7
5 1/2
6 5/8
7 3/4
7/87
7/87 3/4
7/88 1/2
7/88 5/8
7/89
7
7 3/4
8 5/8
9
9 1/4
9 1/2
8 5/8
9
10
10 3/4
10
10 3/4
1150
658
1357
867
625
493
355
1383
·1063
570
1323
1022
689
627
450
1742
1441
1050
868
966
839
2063
1882
1365
941
3409
2985
de perforación son usualmente
en costo por pie perforado
Es muy fácil convertir el
pie en costo por tonelada,
requerida ya que el volumen y
material roto por pie de
taladro son de simple cálculo.
13
Las siguientes fórmulas son usadas en la
estimación de costos de perforación:
Rh = 1,5*M/10000+1,25*E
Rf = Rh/(0,7 Z)
O = Rf+B/L
O = (1,5 M/10000+1,25 E+B/L)/(0,7 Z)
Donde:
Rh = Es el costo de perforacion por
hora del equipo de perforación, en
dólares por hora.
M = Es el costo de entrega del equipo
de perforación en dólares.
E
Rf
z
o ·
B
= Es la
directos
suma
del
de los
operador y
jornales
ayudante
en dólares pOr hora.
=.Es el , costo de operación del
equipo de perforación por pie de
taladro perforado.
= Es la velocidad de perforación,
pie/hora (0,7 z es la velocidad
efectiva de perforación,
considerando un 30% de tiempo
muerto.
= Es·· el costo de perforación, en
dólares por pie.
= Es el costo de la broca, en
dólares.
L = Es la vida de la broca, en pie de
taladro perforado
(*)= Las estimaciones de
cantidades pueden
estas
ser
suministradas por el fabricante de
la máquina o broca o por las
minas con similares condiciones de
perforación.
14
1.2 PERFORACION SECUNDARIA.
1.2.1 GENERALIDADES.
Después de la voladura primaria, lo mas
probable es que será necesario efectuar
voladura adicional o voladura secundaria
para romper las piedras demasiadas
grandes ( que no pasan en este caso por
el cucharon de la pala), pisos altos y
taludes pronunciados, en todos estos
casos será necesario. la apertura de
huecos de pequeños diámetros donde se
depositará el explosivo.
1.2.2 EQUIPOS DE PERFORACION.
El equipo de perforación secundaria esta
montado en un volquete Dart 2 5 SL y
consiste en:
2 Jumbos con perforadoras oc-
Ingersoll Rand-*
Compresoras Gyro flow de 600 pie3/min
(CFM)
Barrenos en espiral de 12 pies
Brocas de 2 1/2 y 3_pulgad-as.
1.2.3 PERFORACION DE ROCAS, PISOS Y TALUDES
Perforación de rocas.- Las piedras
grandes se perforan con el jumbo,
abriendo huecos de 2 1/2 pulgadas de
diámetro, con una longitud entre 1/2 y
2 / 3 del diámetro mayor del bloque y
paralela a esta. Si los bloques
tienen un volumen mayor de 2,5 m3, se
recomienda perforar dos taladros y
dispararlos instantaneamente.
La carga explosiva varía de acuerdo al
tamaño y dureza de la roca, siendo
15
Tamaño Espesor
(m3) (m)
0,5 o;s
1,0 1;0
2,0 1,0
3,0 1,5
importante la experiencia previa para
determinarla, y también para el efecto
de cálculo de carga explosiva se debe
considerar cuan cercano estan los
diferentes
etc. Hay
equipos, infraestructuras,
ciertas diferencias entre
los pedrones provenientes de una
voladura y otros naturales ya que los
primeros han sufrido esfuerzos y
tensiones
debilitan
muy elevadas
facilitando su
que los
posterior
destrozo, mientras que los naturales
muestran
voladura.
mayor resistencia a la
La carga �xplosiva para diferentes
tamaños de pedrones se muestran en la
siguiente tabla.
16
Taladro Profundidad carga Explosiva
(Ns) (m) (gr)
1 0,4 30
1 0,5 60
2 0,6 70
2 0,8 90
Perforación de pisos.- Una vez hecha
el retiro de la voladura primaria en
el piso se puede presentar los siguientes casos: Pisos altos,
demasiada protuberancia en el pie del
banco, y esto es debido a mucho
espaciamiento, burden, poca carga de
fondo, poca sobre-perforación, poco
retardo de tiempo entre filas.
En estas situaciones se proceder a
primero a solicitar información, sobre
la elevación del piso, luego se
diseñará la malla de perforación
secundaria que estará en función de la
diferencia de cota del piso alto y del
nivel del banco, para efecto del
cálculo de la sobreperforación se
considera, el 75% la eficiencia de la
perforación en la voladura, se usan
brocas de 3 pulgadas de diámetro como
explosivos se usan el anfo como carga
de columna, y una dinamita 60.
Perforación de taludes.- De�pues de la
limpieza d�l material volado es
posible que se encuentre puntas
salientes en el talud o pared del
banco, que en algunos casos no
permiten finalizar este nivel, a una
cresta determinada (anual ó final), si
esta punta vista de planta y medida a
la linea de cresta anual o final según
sea el caso es menor de 3m. se
procedera a realizar la perforación y
voladura secundaria, de lo contrario
se puede hacer una voladura primaria
con una pequeña malla y carga
controlada.
El diámetro del taladro de
de
la
3 secundaria perforación
pulgadas, la
depende de la
malla de
longitud
es
perforación
a perforar,
como explosivo se usa el anfo y como
cebo una dinamita 60.
17
1.2.4 COSTOS.
Para efecto de cálculo de costos de
perforación y voladura secundaria en
esta mina, se debe conocer la longitud
de perforación secundaria, carga
explosiva
secundaria,
usada en
tonelaje
la
roto
voladura
por la
voladura primaria en el cual se han
realizado los trabajos de perforación y
voladura secundaria.
2. CARGUIO DEL.MATERIAL DISPARADO. .
Es una fase del ciclo de minado, en. el cual ·el
material roto es recogido por palas y cargado en las
unidades de acarreo.
En Toquepala se cuenta con nueve palas eléctricas
marca P&H 1800 de 9 yd3 (capacidad del cucharón).
De acuerdo a los planes de producción y de
desarrollo las palas programadas se ubican en los
frentes de minado previamente disparados
asignándoseles un cierto número de volquetes para
cada uno, siendo la operación de carguio· pala-. . .
volquete · (niveles inferiores) y pala-tren (niveles
superiores).
Entre los factores más importantes que afectan la
utilización del tiempo de trabajo de las palas son:
- El ángulo de giro, a mayor ángulo más segundos
perdidos.
carateristicas personales del palero.
El tipo de material del disparo y su
fracturamiento.
- Ancho del nivel con relación al alcance de la
pala.
Ciclo de la pala.
1.8
Ocurrencias en el trabajo y demoras inevitables
(engrase, descanso, traslado de personal, etc.)
2.1 PALAS P&H 1800.-
0peran con una corriente alterna trifásica con
un voltaje aproximado de 4500 voltios,
suministrados por lineas o cables de
trasmisión provenientes de casetas movibles y
éstas a su vez de subestaciones eléctricas
alimentadas por la planta de fuerza de Ilo y
la central hidroeléctrica de Aricota.
La pala se puede dividir en 3 partes:
a) Estructura inferior (o .estacionaria). -
Conformada exclusivamente por las unidades
de transito u orugas, y esta� estan
formadas por un9 serie de eslabones, cuya
b)
longitud y anchura totales permiten una
presión sobre el terreno de
aproximadamente de 4 Kg/cm2 necesaria para
su operación en terrenos blandos y la
subida de pendientes hasta de 30% en
terrenos firmes.
Estructura superior (o giratoria).- Es la
que determina el giro de la pala y demás
movimientos de ella. Se ubican además la
caseta de mando y controles, asi como las
siguientes unidades: Motor principal,
sistema de izaje, sistema de giro, motor y
caja de propulsión, generador, equipo
eléctrico y equipo.auxiliar.
c) Estructura exterior (o de excavación).- Es
la unidad de trabajo de la pala. Esta
consti tuída por:
cucharón y el
La pluma
brazo, así
o aguilón,
como de
estructuras de soporte de los mismos.
el
las
19
2.2 POSICION DE LA PALA FRENTE AL BANCO
La pala eléctrica adopta dos posiciones frente
al banco:
2.2.1 POSICION PARALELA.-
Esta posición es mejor utilizada cuando
las condiciones en el banco son muy
escasas y solo permiten un arco muy
reducido.
La pala es ubicada en forma paralela al
frente del banco bajo dos conceptos:
Las orugas se desplazan en línea recta
y paralela al pie del talud.
La misma posición pero con el cucharón
excavando a medida qué avanza la pala.
La pala no se debe ubicar muy lej9s del
�rente disparado para, evitar que se
derrame el material sobre el piso hasta,
que llegue el cucharón a la tolva del
volquete o tren, ver Fig.Nro 1.1-a.·
2.2.2 POSICION FRONTAL.-
Esta ubicación es mejor utilizada cuando
las condiciones en el banco son amplias,
permitiendo, un arco de giro amplio; la
pala es ubicada en forma perpendicular
al frente del banco las orugas se
desplazan en linea recta y perpendicular
al pie del talud.
Esta posición es utilizada 1
para el
carguío de volquetes y trenes siendo el
ángulo de giro más amplio para los
trenes ya que la pOsición de la vía es
20
rigida con respecto al
cargar, ver fig.Nº.1.1-b.
2.3 CICLO Y ANGULOS DE GIRO.
material a
El ciclo de giro lo constituye el giro con el
cucharón lleno más el giro con el cucharón
vacío. Simultáneamente al giro con el
cucharón vacio se puede hacer descender el
cucharón para adoptar la próxima posición de
excavación.
Los ángulos de giro se deben matener al minimo
posible para ganar la máxima eficiencia de
operación.
El efecto de los ángulos de giro en relación a
la producción de la pala es como sigue:
Máxima eficiencia: 126% con ángulo de 45°
Normal eficiencia: 100% con ángulo de 90°
�aja eficiencia : 70% con ángulo de 1so 0
21
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PALA
22
VAGON
____ .9) Po�¡ e i ón_ apr ox i m�c i ón _para le-la __
TALUD --
/
{j PALA VOLQUETE
b) P osición aproximacidn frontal
FIGURA 1,1
2.4 RENDIMIENTO DE PALA
Son muchos los factores que intervienen ep el
rendimiento de una. pala, siendo los más
importantes: El tipo de material a excavar, la
profundidad de, corte, el ángulo de giro, el
tamaño y la disponibilidad de las unidades de
transporte y la eficiencia de la supervisión o
administración.
El rendimiento se expresa en m3 /Hr, por la
fórmula siguiente:
m3 /Hr=(3 600xCcxExFxAxSf)/Ts
Donde:
m3 /Hr . Metros cúbicos sueltos por hora .
Ce . Capacidad del cucharón en m3 . .
E . Factor de eficiencia .
F . Factor de carguio .
A . corrección por ángulo de giro .
como standar}
Sf ·,_ . Factor de esponjamiento .
Ts . Ciclo completo de trabajo de la .
en seg.
3 . ACARREO DEL MATERIAL DISPARADO
(90°
pala
La mina Toquepala para el acarreo de material sea
mineral, leach, o desmonte, emplea volquetes marca
Lectra Haull modelo M-100 de 100 toneladas de
capacidad, y locomotoras marca General Motors EMD
GP-28 de 1850 HP, y cada locomotora jala un convoy
de 13 carros
3.1 SISTEMAS DE ACARREO
3 .1.1 Pala-Volquete-Tolva intermedia-Tren.-
Carguio de transferencia, se usa en el
23
minado de los bancos inferiores
comprendido entre los niveles 3190 al
2980. El materi�l despues de ser cargado
por las palas en los volquetes es
transportado hasta las tolvas
intermedias de los ·niveles 3205 y 3220
donde se transfiere la carga a los
vagones del tren, si la carga es mineral
esta es transportada a la chancadora, si
es leach o desmonte a los botaderos. La
gradiente máxima de las rampas por donde
circulan·los volquetes es de 8% . ·
3.1.2 Pala-Tren.- Carguio directo, utilizado
en el minado de los bancos intermedios
los que ·.actualmente se estan
finalizando, entre los niveles 3205 al
3235, el material es transportado a
chancadora si es mineral o a botaderos
si es leach o desmonte. La gradiente
máxima de las rampas por donde circulan
los trenes es de 1.5% .
3. 1. 3 Pala-Volquete. - carguío que se utilizó
en el minado de los bancos superiores
3325 al 3490 ya finalizados, el material
que generalmente fué desmonte era
transportado hacia los diferentes
botaderos situados en la parte afuera
superior del tajo.
24
CAPITULO 11
ASPECTOS GEOLOGICOS A CONSIDERAR PARA EL DISEÑO DE
VOLADURA
A. INTRODUCCION.-
Las características geológicas, además
condiciones de estado de cada tipo de roca
de las
a volar,
determinaran realmente los parámetros de la voladura
como el tipo de explosivo a usar. Por ello es
importante considerar la clasificación de las rocas
desde el punto de vista geológico y estructural,. c�nocer
de esta manera la formación y · competencia, · las
alteraciones hidrotermales de cada roca, que lo hacen
fáciles o difíciles para su voladura.
Los materiales pétreos poseen caraterísticas inherentes
a su
sobre
origen y a
ellos. han
procesos
actuado.
geológicos posteriores que
Es también necesario
considerar para la voladura otros aspectos de - la roca
como son; densidad o peso específico, compacidad · y
porosidad, humedad e imbibición, dureza y tenacidad,
frecuencia sísmica, resistencia mecánica a la compresión
y tensión, grado de fisuramiento, textura y estructura
geológica-variabilidad, coeficiente de expansión o
esponjamiento. Determinando de esta manera las
características del material a romper, que a su vez nos
muestra su mayor o menor dificultad a dejarse perforar.
B. CLASIFICACION GEOLOGICAS DE LAS ROCAS.-
1. ROCAS IGNEAS. - Proceden del magma interior, como
intrusiones de material fundido y viscoso a traves
de grietas y fracturas de la corteza terrestre. Su
25
.
composición esta constituido generalmente por
minerales silicios o ferr9magnesianos, cuando
predominan los silicios las rocas son claras y
ligeras denominadas "ácidas", y cuando predominan
los ferromagnesianos son oscuros y densos
denominandose "básicos". Entre los primeros podemos
granodiorita, riolita y
los básicos al basal to,
mencionar al granito,
cuarzomonzonita, y entre
dolerita, lavas oscuras.
Las rocas ígneas a su vez se clasifican en tres
grupos por su textura, forma y presentación.
1.1 Intrusi vas. - Son las masas de roca ignea, que
se forma por cristalización lenta del magma,
bajo la superficie� dando lugar a cuerpos
masivos irregulares,
batolitos, localitos.
como los stocks,
su textura es cristalina
intercrecimiento de los cristales
26
mostra,ndo
minerales,
simila:r;es,
generalmente gruesos y de
·siendo un ejemplo clásico el
cristales notorios de
tamaños
1.2
granito
con sus cuarzo-
ortozámica. - 1
Filionanos.- Presentan textura granular fina
intermedia,
apretados,
rellenando
con cristales definidos, menudos ya
de colores oscuros,
fracturas como dickes
se
y
presentan
filones y
algunas veces como capas interestratif icadas
entre rocas sedimentarias. Ejemplo, los
lamprófidos en el batolito de granodiorita de
la costa, su formación se realiza cerca a la
superficie entre las intrusivas y volcánicas.
1.3 Volcánicas o efusivas.- Muestra una matriz o
masa cripto-cristalina, de grano fino que
muestra algunos cristales mayores dispersos (fenocristales) formando una trama o textura denominada porf eroide' debido al brusco de la roca fundida al superficie; de acuerdo a la enfriamiento y al medio ambiente
enfriamiento salir a la rapidez del se presentan
también texturas vi treas. Las rocas efusivas se presentas como mantos o derrames de lava, depósitos de tufo o cenizas volcánicas, o manto interestratificado con rocas sedimentarias.
Las �ocas igneas en general son densos, cristalinos y duros cuando son frescas, pero tienden a deteriorarse en el intemperismo hasta el grado de desintegrarse.
Normalmente presentan grietas de enfriamiento y tensión (diaclasas) con orientación y distribución definida casi típicos para cada tipo de roca y que incluyen en la forma de rot��a y desintegración.
2. ROCAS SEDIMENTARIAS.- Provienen de la desintegraciónde rocas más· antiguas generalmente igneas por efectodel intemperismo, oxidación y otros fenómenos dealteración. Se formaron por la acumulación de losdetritus en las denominadas "cuencas desedimentación", lechos marinos o lacustres donde formaron mantos o estratos horizontales progresivamente compactados por la enorme presión debida a su propio engrosamiento, hasta llegar al grado de roca maciza proceso de formación de rocas denominado "litificación o diagénesis". Las rocas sedimentarias también pueden formarse por acumulación de restos orgánicos, o por precipitación
27
quimica y decantación de sustancié;ls minerales en
suspensión.
Estas rocas no presentan cristales sino granos,
redondeados o no de tamaño variable,_ con o sin
cemento, por lo general muestran bandeamiento y se
rompen con facilidad en láminas.
Tenemos la siguiente clasificación simplificada de
las rocas sedimentarfias:
a • .
b.
Detriticas: Son las rocas que se forman por
sedimentación mecánica. Subdivididas por el
tamaño del grano:
Gruesas:
brechas.
Medias:
Sefitas, E3m. gravas, conglomerados,
Psamitas, Ejm. arenas, areniscas,
grauwacas, arcosas.
Finas: Felitas,
pizé;lrras.
Ejm. lodos, arcillas,
Quimico-orgánicas: Rocas f armadas por
decantación quimica y por acumulación de restos
orgánicos. Se subdividen según su composición:
Carbonatos: Ejm. lodo�, caliza, conchales.
Siliceas: Ejm. diatomitas, radiolaritas,
pedernales, ópalos.
Ferruginosas: Ejm. carbonatos, silicatos y
óxidos de fierro.
Aluminicas:
Fosfáticas:
Salinas:
anhidritas.
Ejm. lateritas, bauxitas.
Ejm. fosforitas.
Ejm. Sal de roca (gema), yesos,
28
Carbonáceas: Ejm. turbas, lignitos, carbones,
bitúmenes.
3. ROCAS METAMORFICAS. - Abarcan aquellos conjuntos de
minerales que han sufrido ajustes estructurales y
mineralógicos a ciertas condiciones físico o
químicos o combinación de ellos, impuestas por la
profundidad, la presión, la energía térmica o calor,
y los fluidos quimicamente activos, pueden todos
haber intervenido en el cambio de la roca
originalmlente
metamórfica.
ignea o sedimentaria en roca
Se conocen dos tipos de metamorfismo; el de contacto
y el regional.
El metamorfismo de contacto es limitado y
escencialmente térmico se denomina isoquímico, en si
no hay cambio en la composición de la roca afectada
y metasomátismo, cuando algunos fluidos
iriterstic_iales producen cambios en su composici_ón
añadiendo materias extrañas (proceso muy importante
en la formación de yacimientos mineralógicos)
C. CLASIFICACION ESTRUCTURAL DE LAS ROCAS.-
De acuerdo al comportamiento de las rocas frente a los
esfuerzos que son solicitados, se presenta la siguiente
clasificación según Obert y Duvall.
1. ROCAS COMPETENTES.
Se llaman a aquellas rocas que al efectuarse una
abertura dentro de ellos, no necesitan ningún
mecanismo de sostenimiento artificial, este tipo de
roca puede ser:
29
a. Masivas.- cuando la distancia entre las
junturas, fallas, etc., es superior que la
dimensión mayor de la sección de abertura, o
cuando la resistencia de cohesión en dichos
planos de diaclasamiento es igual a la
resistend:i.a de la roca. Estas rocas son a la
vez: elásticas e inelásticas
b. Laminadas.- Hay una serie de rocas
c.
sedimentarias en las que la unión entre las
diferentes capas no serán
algunas rocas metamórficas
comportan asi. Estas rocas
Elásticas e inelásticas.
Diaclasadas.- cuando la
rellenadas. Hay
que también se
a la vez son:
roca presenta
diaclasas. Es elástica cuando la abertura sufre
una disminución en sus dimensiones; pero sin
derrumbarse, para luego estabilizarse.
Es inelástica, si no se cumple lo anterior.
2. ROCAS INCOMPETENTES.
Son aquellas
diaclasamiento,
en las que hay un sistema de
tales que no permite tener abierta
una excavación sin tener soporte artificial. Esta
clasificación depende del tamaño de la excavación.
D. GEOLOGIA DEL YACIMIENTO.-
1. GEOLOGIA GENERAL.- Está representada por un complejo
de rocas
intermedias
inferior.
igneas de composiciones ácidas a
de edad cretásico superior-terciario
La roca más antigua (70 millones de años) y que
conforman el basamento de la zona, lo constituye el
pórfido cuarcifero Quellaveco. Suprayaciendo y en
discordancia de erosión se encuentran los derrames
30
I·
1
volcánicos de la serie Toquepala, conformados por la
Toquepala dolerita, el pórfido �uarcifero Toquepala,
la Toquepala andesita y la _Toquepala riolita. Los
derrames no diferenciados de la serie alta, se
encuentran suprayaciendo a los volcánicos de la
serie Toquepala.
La actividad intrusiva, tuvo lugar aproximadamente
60 millones de años y está representada por la
intrusión de diorita y el pórfido de dacita. la
primera es de expresión regional y constituye el
batolito andido y ha intruido a las rocas del
basamento ocasionando un fuerte e intenso
fracturamiento. Posteriormente, debido a la
reactivación tardia de uria parte del magma original,
se produce la intrusión d·el pórfido de dacita que
irrumpe las rocas pre-existentes causándoles un
nuevo y fuerte fracturamiento, cuyos espacios vacios
son aprovechados por las soluciones hidrotermales
ascendentes para alterar las rocas y depositar su
mineral. - .. Este proceso de mineralización se produce
hace 59 millones de años.
La actividad
fracturamiento
intrusiva, es
y craquelamiento
responsable
de las rocas
del
del
basamento y aún de los propios intrusi vos. Los
repetidos esfuerzos
desarrollados por
de tensión y comprensión
las pulsaciones magmáticas
residuales y además del escape de las soluciones
hidrotermales hacen posible la formación de las
brechas. Las brechas en general, están conformadas
por la brecha angular y por la brecha de guijarros.
Luego de las diferentes etapas de intrusión y de
secuencia de brechamiento (chimenea de brecha), más
bien relacionada a las últimas manifestaciones
31
hidrotermales se formó una ventana explosiva
confinada al norte del depósito, ventana que fue
rellenada posteriormente por un magma de composición
porfirítica que onglobó fragmentos de diferentes
tipos de roca de variada forma
(aglomerados de dacita}.
y tamaños
Intrusiones de diques porfiríticos emplazados a lo
largo de la falla Toquepala j representan en la zona
la última fase de volcanismo.
Las rocas existentes y que están siendo minadas
actualmente son las siguientes:
a. Porfido cuarcífero Quellaveco: Esta intruida
por apófisis de diorit� y dacita porfirítica.
Descripción Macroscópica: Roca blanquesina a
lechosa en superficie fresca, y café claro a
oscura en superficie intemperizado (óxido), de
textura porfirítica, cristales de bordes suaves
enclavados en una pasta silicea afanítica, con
presencia de cuarzo como fenocristales,
subredondeados aligeradamente alargados.
Alteraciones: de serecita y caolin, este último
en menor proporción.
Dureza: roca de dureza fuerte generalmente en
su mayoría.
Mineralización: presencia de limonita
(jarocita} diseminadas, existen sulfuros
enriquecidos (calcocita} y sulfuros primarios
(pirita, chacopirita} .
32
Descripción Microscópica: Plagioclasa: Ab 65,
An 35 (andesina), cristales subhedrales y
algunos anhedrales, alterando a sericita en
pequeña porción,
hierro (óxidos).
asimismo desiminaciones de
Cuarzo: Cristales anhedrales a subhedrales bien
independientes con inclusiones de pequeños
cristales de cuarzo y plagioclasas en forma de
cúmulos, se han notado algunas mirmequitas.
Ortosa: Granos subhedrales a euhedrales
ligeramente alterados a caolin, la pasta formada
por pequeños cristales
plagioclasas y cuarzo.
·intercredidos
Turmalina: Pequeños cristales
incluidos en plagioclamas.
anhedrales
otros minerales: se encuentran formando parte
de la muestra, sanidina, limonita, obsidiana,
sericita y clorita.
Porcentaje estimado:
Textura: Porfiritica
Plagioclasa
Cuarzo
ortosa
Otros
Clasificación: Porfido de cuarzo.
20%
20%
40%
20%
33
l.
G J
Otras alteraciones: Argelización, cuarzo
silice sericita, a veces cuarzo y/o
intercruzando la roca.
b. Rocas Intrusivas:
·Diorita.- Se tiene buena exposición al sw-s-
SE de la mina; cubriendo aproximadamente el
21% de superficie y ensanchándose en
profundidad.
Descripción Macroscópica:
Gris clara a rosado-verdoso en superficie
fresca y
superficie
medio
blanco �ucio
intemperizada.
equigranular,
halocristalina, leucócrata.
a amarillento en
De grano fino a
faneritica,
Dureza: moderada, presenta sin embargo áreas
localizadas de dureza fuerte al W y débil al
SE.
Fracturación: Intensa (juntas a muy juntas),
en áreas de contacto porfiritica con parte de
grano fino generalmente sericitizada, resaltan
los fenocristales de 1-3 mm (raros con mayor
tamaño), de contornos subredondeados a
redondeados, Anhedrales en volumen aproximado
de 20%. Feldespato en cr.istales redondeados
y/ o de formas levemente alargados mayormente
sericitizados, débil presencia de biotita en
granos.
34
Alteraci6n: La sericitizaci6n moderada en la
más abundante.
La silificaci6n: es débil en áreas reducidas,
además silice en venillas.
La cuarzo-sericitizaci6n: débil a moderada se
circunscribe a las áreas periféricas del
afloramiento principal.
Mineralizaci6n: Primaria a pirita,
chalcopirita, turmalina entre otros. En esta
unidad litol6gica el grado de mineralización
ha sido más uniforme y ha afectado a toda la
masa de la roca en general.
Aglomerado de dacita (Da).- Se presentan en
la esquina N - NE en forma de pequeño stock,
encontrando atravezado por diques de lati ta
porfiritica, se encuentran también puntones
ubicados en la proximidad del afloramiento
principal.
Roca de color blanco grisáseo (humo) en
superficie fresca y color más blanquesino en
roca alterada, de textura porfiritica presenta
matriz de pórfido de dacita de grano fino a
medio en la cual los feldepatos alteran a
sericita y el cuarzos se presenta diseminado
y/o debilmente en cristales de 1-3 mm, dando a
la matriz alteración a cuarzo-sericita. Los
clastos son fragmentos de roca de silificada,
redondeados a levemente subredondeados del
orden de mm. a 2 cm. con rocas volcánicas
instruidas.
35
Alteración: en zonas periféricas existen rocas inalteradas, gradando posteriormente de muy fuerte a fuerte argelización en donde la roca llega a tornarse terrosa, poco compacta, con débil conservación de textura.
La cuarzo sericitización es menos abundante y da a la roca aspecto más cohesivo (haciendo a la roca más dificultosa a la voladura).
La silificación se da en zonas de contacto con
36
brecha angular abarcando extensiones reducidas ,-re-, '.
en relacióin al total del afloramiento. ··
Mineralización: sulfuros primarios de pirita, chalcopirita, molibnedita, turmalina, secundarios como, bornita, calcocita.
Descripción Microscópica: cuarzo 1.5% Plagioclasas ortosa Anfiboles Clorita Riolita Opacos
Textura: Granular (fino a medio)
Clasificación: Diorita-granodiorita
40% 23% 1
:: l.%
l.%
Dacita Porfiritica (Dp). - Se le encuentra ubicada en la parte central de la mina con ligera inclinación al NW, intruye a los derrames volcánicas en formas de pequeños stocks, teniéndose puntones aislados al NE del
afloramiento principal, como dique en la
una
de
esquina SE con espesor
extensión aproximada de
afloramiento continuado.
promedio en
800 mts.
Textura: roca de color blanco rosáceo en
superficie fresca y se torna oscura por
presencia de óxidos y limonitas en superficie
intemperizada.
Fracturación:
cercanas).
intensa a moderada (juntas a
Mineralización: débil presencia
(jarosita), primaria diseminada
rellenando fractura$ a veces
sílice.
de limonita
en granos o
junto a la
Latita Porfiritica (Lp). - Se da en la parte
N, NE del tajo como puntos de intrusión de
_for�a irregular que se individualiza en diques
semiparalelos hacia el s - sw.
La roca es de color blanco grisáceo en
superficie fresca y gris claro-amarillento en
superficie
porfiritica,
grano fino)
fenocristales
intemperizada.
matriz afanitica
De textura
(levemente de
con
de
fino aspecto
feldespato,
sacaroide,
de bordes
redondeados, fenocristales de cuarzo 1-5 mm.
subhedrales, diques post-minerales ya que no
presentan mineralización de cobre, aunque
denotan débil presencia de turmalina.
37
c.
Dureza: Presenta áreas individualizadas de
moderada y fuerte dureza con transiciones
pequeñas de dureza déb.il.
Fracturaci6n: Irregular, con áreas de
moderada y muy fuerte fracturación, mayormente
en zonas que corta a las brechas.
Alteración hidrotermal: Débil y raramente
moderada, presentándose caolín con
abundancia diseminado en la roca
mayor
o en
concentraciones terrosas rellenando
fracturas, clorita, sericita y sílice se
presentan débilmente y aisladas.
Brechas: intrusivas;, cuerpos que forman la
parte importante del yacimiento ya sea por su
mineralizacion o por su carácter genético. La
actividad intrusiva es responsable del
fracturamiento y craquelamiento de las rocas del
basam�nto y aún de los propios intrusivos. Los
repetidos esfuerzos de tensión y comprensión
desarrollados por las pulsaciones magmáticas
residuales y además el escape de las soluciones
hidrotermales hacen posible la formación de las
brechas, que se encuentren expuestos en la parte
central de la mina configurando un cuerpo
groseramente rectangular visto desde la planta y
que cubre aproximadamente el 15% de la
superficie y su persistencia en profundidad la
tipifican como una unidad litológica
estructural.
Brecha Angular (Bx).- se presenta en la parte
central de la mina, en este caso del depósito
de forma de stock y otro afloramiento más
38
hacia el E en forma de ap6fisis ambos de forma
irregular. Se encuentra atravezado por diques
de latita porfirítica.
De color blanco grisáceo en superficie fresca,
con soluciones oxidantes en superficie
intemperizada, matriz silicea afanítica a
grano fino con elementos de clastos, estos son
suficientmente niticos, subangulares o
angulosos con tamaños que van desde los mm.
hasta 5 cms. sin ordenamiento definido más
bien ca6ticos,
alteradas en
diorita/Toquepala
cuarcífero
son · fragmentos
asociaciones
de rocas
como
riolita, diorita/p6rfido
Toquepala, dacita
porfiritica/p6rfido , cuarcífero
dacita profirítica/diorita.
quellaveco,
Dureza: predominante dureza moderada a fuerte
condicionada por la presencia del sílice
cem�.ntante, presente sin embargo áreas de
dureza débil.
Fracturaci6n: Medio a intenso en casi toda la
extensi6n de sus afloramientos, aunque se den
también áreas de moderada y débil
fracturaci6n.
Alteraci6n: La alteracion hidrotermal se da
fundamentalmente en los clastos de acuerdo a
la naturaleza de éstos. En la matriz se
evidencia el aporte de sílice en venillas y en
diseminaciones el cual aporta dureza a la
brecha, el caolín y la clorita son raros y
débiles.
39
,.
- Brechas de Guijarros.- Está distribuida en el
depósito en forma de diques con espesores de
2-35 mts y longitudes de 15 a 500 mts. los
cuales son más profusos en la esquina SW ya
sena individualizados o conectados entre si.
En el centro del tajo aflora en forma de
apófisis atravesado por diques de latita
porfiritica.
Presenta
superficie
un color
fresca
blanquesino (humo) en
en y amarilloso-café
superficie intemperizada. Roca de aspecto
macizo con matriz de grano fino de composición
andesitica-dioritica clastos subangulares o
subredondeados (raros redondeados), que
sugieren un alto grago de rotación y desgaste,
en diámetro que van de mms. ( incrementan el
aspecto granuloso de la pasta) hasta
aproximadamente
estos clastos
10 cm.
son de
y raramente a más,
pórfido cuarcífero
silicificado y andesitas serecitizada.
Dureza.- Predominante dureza débil a
moderada, presenta sin embargo áreas de fuerte
dureza al norte de su afloramiento central.
Moderada en
zónas de fuerte
la mayoría,
a muy fuerte
evidenciandose menor
Fracturación.
muestra además
fracturación,
fracturación
Alteración.--
a menor diámetro de clastos.
La alteración hidrotermal afecta
a la pasta, la presenta argelizada (moderada a
fuerte) en su mayoría.
Cuarzo-serecitizada por zonas (moderado).
40
2.
Silice se presenta en venillas, dis�minado y
en concentraciones irregulares; Los clastos con alteraciones propias de su litologia, con débil y esporádica presencia de caolin, clorita y limonita (geotita, jaroiita) en abundancia moderada asi como óxidos de fierro.
Mineralización.- Pirita, chalcopirita, calcosi ta, esta última bordeando algunos clastos en una especie de fino avenamiento. Los valores de cobre en las brechas, despues que el pórfido de dacita se encuentran menos dispersos que en la diorita y en el conjunto, de rocas volc�nicas.
41
ALTERACION.-
2.1 Serecitización. - Observada en afloramientos de andesita, riolita, pórfido cuarcifero e intrusiones, comprende asociaciones de serecita, cuarzo y algo de pirita. La sereci ta se presenta granulosa, en escamas,
delgada asemeja pequeñas escamas (láminas) de''" aspecto granuloso diseminadas en la roca como fino mateado, en grado avanzado de alteración se presenta como una pasta que cubre toda la roca, es notoria la corrosión que presenta este mineral al cuarzo llegando en algunos casos ha reemplazarlos en su totalidad. Existe una relación entre serecita y minerales económicos, aunque no podemos precisar si la serecita esta cerca del mineral en espacio o tiempo de formación.
diseminada o rellenando fracturas, en sección
2.2
Representa el grado más avanzado de alteración
hidrotermal en las rocas del depósito de
Toquepala, siendo a su vez el más abundante,
abarca casi el lado sur del yacimiento en
forma de manto continuado e irregular que se
proyecta en forma de lengüetas hacia el lado
norte.
42
El tipo de alteración sereci tización en las
rocas contribuye con la voladura haciéndola
más fácil, y más aún cuando aumenta el grado_
de alteración.
cuarzo-serecitización.- Observados en
andesitas, riolitas,
dacita porfiritica
porfidos cuarciferos,
fundamentalmente. La
mineralización que conforma esta alteración
son el · cuarzo y la serecita en proporciones
variables. Las secciones delgadas muestran al
cuarzo presentandose como agregado granular
(micro granular) y en venillas, la sereci ta
ocurre en pequeñas escamas diseminadas.
Se observan limonitas, óxidos de fierro, en
general la roca toma una coloración gris
blanquesina con esta alteración.
Ocurre principalmente al norte del depósito en
forma de manto continuado, asimismo como
pe�eños flujos cercanos al interior, grada
hacia el exterior a argelización por zónas a
sericitización y silicificación; representa el
grado moderado de alteración hidrotermal en el
depósito Toquepala.
2.3
Para la voladura la alteración
sericitización contribuye
cuarzo
haciendo
medianamente fácil a fácil la roca a volar.
Propílica-argílica.-
afloramiento
fundamentalmente
de
las
Observada en
diorita,
rocas
andesita
toman una
coloración blanquesina a ligeramente verdosa
amarillento. Se encuentra generalmente como
agregado criptocristalino producto de
alteración· de p0
lagioclasas y como escami tas
pequeñísimas asociadas
formando venillas.
clorita, epídota,
primordialmente por la
del grupo caolín, algo
El desarrollo de las
a cuarzomicrogranular
Presencia débil de
caracterizándose
:formación de arcillas
de sericita y cuarzo.
arcillas se efect�a
. mediante un proceso de metasomatismo
hidrotermal de los feldespatos, feldespatoides
y elementos negros de las rocas. De esta
man�ra en el depósito de Toquepala el
desarrollo de la montmorillonita es alejado
del centro del cuerpo mineral mientras que la
caolinización está más cerca.
Las secciones delgadas muestran la abundancia
del caolín el cual se encuentra diseminado a
granuloso (casos de alteración no concluyente)
se observa la presencia de clorita diseminada
en baja proporción reemplazando a la biolita,
asimismo minerales supergenos como limonitas.
La presencia se localiza en las zonas de
contorno del depósito en forma de anillo
continuado (excepto en el extremo sur) grada
hacia el exterior a zonas más notoriamente
43
2.4
propiliticas o ha roca fresca y hacia el
interior a cuarzo-sericitización y
sericitización por zonas. Representa en el
depósito Toquepala el grado incipiente a débil
alteración.
Para la voladura la alteración propilica
argilica contribuye haciendo a la roca fácil
para volar.
Silicificación.- Observadas en las brechas y
pórfidos cuarciferos fundamentalmente. En
secciones delgadas el cuarzo secundario se
presenta en variadas formas.
a. Como pequeños cr,istales anhedrales, cuya
dimensión promedio es de 0.2 mm.
constituyendo un agregado que engloba a
los componentes mayores.
b. Como cristales de tamaño intermedio con
los bordes frescos asociados a sericita.
c. Como diseminación de grano fino a manera
de pasta y en venillas con ancho promedio
de 5 mm. (llegando a 4 cms.) la roca toma
una coloración gris clara ofreciendo un
aspecto macizo y uniforme.
Se localiza al centro del depósito
fundamentalmente en el complejo de brechas
(angular significativamente) donde se presenta
en una extensión continuada irregular,
asimismo en el extremo SE del depósito como
flujo perifero. Grada hacia el exterior a
argelización, representa el
alteracion periférico y está
grado de
relacionado
44
3.
directamente a la mineralización pues existe
concordancia en las variaciones de ambas.
Esta alteración hace �lgo dificil la voladura
de la roca, debido a la dureza que adquiere
debido al sílice.
MINERALIZACION.-
Posee una mineralización simple y la distribución de
leyes de cobre es uniforme, tanto lateralmente como
en profundidad. Contiene minerales de cobre
primordialmente y de molibdeno en menor grado, el
yacimiento tiene espesores de mineralización
superiores a los 400 m, los minerales se encuentran
en forma de sulfuros, diseminados a través de toda
la roca, en pequeñas venillas rellenando vacíos o en
pequeños agregados, la pirita es el mineral mas
abundante, la calcopirita es el mineral de cobre mas
abundante,
abundante;
encuentra en posición casi
que varían de o a 150 m.
mesorermal (entre 22s0c
clasificación de Lindgren).
Abreviatura de las rocas y sus alteraciones:
Roca-alteraciones
Diorita argilitizada
Brecha angular argilitizada
Pebble brecha argilitizada
Latita porfiritica
Dacita porfirítica silicificada
Dacita aglomerada
r--.... ,,...
Abreviación
Di-arg.
Bx-arg.
Px-arg.
Lp.
Dp-sil.
Da.s
45
E.
·Toquepala andesita
Dacita porfirítica argilitizada
Cuarzo quellaveco silicificada
Brecha angular silicificada
Toquepala riolita
Pebble brecha silicificada
Dacita porfirítica silicificada
con yeso/anhidrita
Brecha angular silicificada con
turmalina mas yeso/anhidrita
Brecha angular silicificada con
Ta.
Dp-arg.
Qq-sil.
Bx-sil.
Tr.
Px-sil.
Dp-sil-y/a.
Bx-sil-tur-y/a.
turmalina Bx-sil-tur.
PROPIEDADES FISICO-QUIMICAS DE LAS .ROCAS.
Los ensayos de laboratorio, tanto de las propiedades
volumétricas, de las propiedades mecánicas y de las
propiedades elásticas de las rocas, son necesarios para
los departamentos de ingeniería, perforación-disparos y
geología, con el objeto de:
Clasificar la roca
- Determinar el tonelaje
Seleccionar el tipo de explosivo adecuado para el tipo
de roca.
- Determinar de alguna manera el grado de dificultad y/o
resistencia a la voladura.
- Conocer el valor de la resistencia a la tracción que
es una dé las variables que nos permite determinar el
burden mas aceptable (según fórmulas que se verán más
adelante), y además para determinar la
sobreperforación, en general la geometría del disparo.
Determinar el grado de comportamiento elástico de la
roca, para la aplicación aceptable de la fórmula de
las relaciones teóricas de las constantes elásticas.
46
1. PROPIEDADES VOLUMETRICAS.-
1.1 Peso específico aparente.-Se le denomina
también densidad aparente ; Se define como la
relación entre el peso del material y su
volumen, se.emplea el termino aparente ya que
se considera el volumen que incluye a sus
1.2
poros, huecos· e intersicios. El peso
esp·ecif ico puede determinarse del siguiente
modo:
i} La muestra de roca se somete a desecación
durante 24 horas en una estufa de horno de
1os0c a 110°c, se de:ja enfriar y se pesa
{Wo}.
ii} Se sumerge por completo en agua, durante
unas 48 horas y se pesa en estado de
saturación {Ww).
iii} Todavía empapada, se pesa mientras se
mantiene en suspensión dentro del agua
{Ws} . El peso especifico aparente o
densidad aparente es entonces:
Da = Wo/{Ww - Ws}
Para el diseño de voladura usaremos la densidad
aparente.
Peso especifico
término verdadero,
real o absoluto
verdadero. - Se emplea el
ya que considera el volumen
que no incluye
huecos e intersicios. El peso
los poros,
específico
verdadero se obtiene con la siguiente relación:
47
Dv = Wo/(Wo-Ws)
1.3 Porosidad.- Es la relación del volumen total de
los huecos existentes en una roca a su volumen
aparente�
P=(Dv-Da)/Dv.
La porosidad se expresa siempre en porcentaje
del volumen aparente del sólido tomado como
unidad, llamandose Coeficiente de porosidad a
la siguiente expresión:
(Dv-Da)/Dv=(%)de porosidad
1.4 Absorción.- El agua que llena los poros de una
muestra de roca sumergida puede quedar atraida
por la roca o bien quedar libre, es decir no
sujeta la atracción.
Denominamos agua de absorción a toda el agua
extraída, en vez de dividirla como se hace con
frecuencia en agua absorbida.
La absorción en porcentaje puede expresarse
también en peso, para ello se di vide el peso
del agua absorbida entre el peso de la muestra.
(Ww-Wo)/Wo=(%) de absorción
A continuación en la tabla Nº 2.1, se muestra
los valores de las propiedades volumétricas
para las rocas del tajo Toquepala.
48
Muestra Peso Específico Tc/M3 Porosidad Absorción
%
Di-Arg.
Bx-Arg.
Px-Arg.
Lp
Dp-Sil
Da.
Ta
Dp-Arg
Qq-Sil.
Bx-Sil.
Tr.
Aparente Verdadero
Px-Sil.
Dp-Sil-y/a.
Bx-Sil-Tur-y/a
Bx-Sil-Tur.
2.40
2.65
2.41
2.56
2.51
2.35
2.51
2.26
2.57
2.62
2.36
2.51
2.69
2.62
2.60
2.57
2.73
2.56
2.60
2.57
2.51
2.55
2·. 31
2.64
2.68
2.41
2.62
2.74
2.67
2.68
6.40
2.63
5.90
1.60
2.45
6.45
1.60
2.10
2.55
2.12
1.94
4.25
1.93
1.87
2.95
2.75
1.10
2.43
0.60
9.30
2.71
0.62
0.95
1.03
0.85
0.85
1.67
0.67
0.71
1.15
2. PROPIEDADES MECANICAS DE LAS ROCAS
.·.
2.1 RESISTENCIA A LA TRACCION
Se determina por el "Ensayo brasilero", que es
un método indirecto, en este ensayo, una
probeta cilindrica de longitud L, y diámetro D,
se carga diametralmente una carga P, ver figura
Nº 2.1, se cálcula la resistencia a la tracción
mediante la ecuación:
R.P. Miller
encontrando
Rt= 2P/(3.1416DL)
ensayó con otro
la siguiente
método indirecto
relación e'ntre
resistencias de tracción media Rt con la
compresión simple Re:
49
Rc=2l.Rt+2 80 Kg/cm2
Para fines prácticos, probablemente es
suficientemente exacto· en la mayoría de los
casos el suponer una resistencia a tracción del
5 al l.0% de la resistencia a compresión simple.
2 . 2 Resistencia a la compresión simple.- El ensayo
consiste en aplicar una carga axial a una
probeta cilíndrica de longitud L, y diámetro o.
Las variables de ensayo más importantes son la
relación longitud/diámetro, L/D, la velocidad
de la carga y las condiciones de borde de la
muestra ver fig. Nº. 2. 2 ., La resistencia a la
compresión simple se determina mediante la
siguiente ecuación:
Rc=4P/(3.l.4l.6D2 ) Kg/cm2
A continuación en la tabla Nº . 2.2, se muestra
los valores de las resistencias a la tracción,
y a la compresión simple para las rocas del
tajo Toquepala.
Tabla NQ 2.2., Resistencias a la tracción, y a
la compresión simple para las rocas del tajo
Toquepala.
Muestra
Diorita argilitizada l.07,05 792 ,05 7,40
Brecha angular
argilitizada l.2 l.,25 435,95 3,60
Pebble Brecha
argilitizada 50,24 456,75 9,l.O
Latita porfirítica l.75,36 l.096,03 6,25
50
Dacita porfiritica
silicificada
Dacita aglomerada
Toquepala andesita
Dacita porfiritica
argilitizada
Cuarzo quellaveco
silicificada
Brecha angular
silicificada
Toquepala riolita
Pebble Brecha
silicificada
Dacita porfiritica
silicificada-yeso/anh.
Brecha angular silicifi
cada, turmalina yeso/anh
Brecha angular silicifi
cada con turmalina
172,49
146,00
229,34
41,14
1.62,81.
133,87
185,00
134,41
1.87,94
87,76
1.81.,29
1324,69 7,68
1058,43 7,25
1.834,68 8,00
31.0,l.9 7,54
1.204,77 7,40
963,85 7,20
1387,47 7,50
971,80 7,23
1.559,89 8,30
756,46 8,62
1414,09 7,80
2.3 Cohesión y angulo de fricción interna.- Con los
valores de los esfuerzos de compresión simple y
tracción, se confeccionan un gráfico por cada
muestra · que comprenden los circulos de Mohr,
que permite la determinación de la cohesión y
el ángulo de fricción interna.
En la siguiente tabla Nº. 2 . 2, mostramos los
valores de la cohesión y ángulo de fricción
para cada roca del tajo Toquepala.
Muestra
Di-Arg.
Bx-Arg.
Cohesión
Kg/cm2 (C)
145,61
1�6,68
Angulo de fricción
Interna (0)
49,63°
55,74°
51
Px-Arg. 75,75 53;30º
Lp. 219,19 46,40°
Dp-Sil. 238,98 50,32°
Da. 196,55 49,25°
Ta. 324,31 51,06°
Dp-Arg. 56,48 49,98°
Qq-Sil. 221,46 49,63°
Bx-Sil. 179,61 49,12°
Tr. 253,32 48,88°
Px-Sil. 180,70 49,20°
Dp-Sil-y/a. 270,69 51,72°
Bx�sil-Tur-y/a. 128,83 52,38°
Bx-Sil-Tur. 253,16 50,60°
2.4 Dureza y tenacidad.
Dureza es la resistencia de la roca a la
penetración y corte. El grado de dureza se
determina por rayado, pulido, perforación,
penetración de barras cilindricas con extremo
plano o afilado.
Según la escala de M. M. Protodiakonov, todas
las rocas según su dureza, se dividen en 10
categorias, el coeficiente de dureza refleja
algunos valores medios relacionados con la
resistencia a los diferentes esfuerzos
mecánicos (compresión, corte, voladura, etc),
se obtiene dividiendo por 100 la resistencia
de compresión de la roca, o sea:
Donde:
f = Rc/100
f Coeficiente de dureza
RC : Resistencia a la
simple, Kg/cm2.
comprensión
52
p ·p
.--..::-- -- -- -- -- -- ----
L � = 0, 5
--=------ -- _______ _______, '
p p
F I G . 2 ,1 : E NS A Y O A T R A C C I O N
·e BRASILERO)
p
T D
L L_ 2,5 a 2,1
J_º
p
53
FI G.2,-2: ENSAYO A COMPRESION SIMPLE
3.
Tenacidad.- Es realmente la resistencia a la
rotura, aplastamiento o doblamiento por lo
que deberiamos procurar el empleo de los
términos de: tenaces, intermedias y friables,
para indicar su comportamiento ante los
explosivos.
Tabla Nº 2.4., Dureza relativa para las rocas
del tajo Toquepala según Protodiakonov.
Roca Grado de dureza Coef. Dureza
Di-Arg. Media-dura .7
Bx-Arg. Semi-dura 4
Px-Arg. Media-dura 5
Lp Muy-dura 11
Dp-Sil .. Muy-dura 13
Da Muy-dura 1.1.
Ta Muy-dura 18
Dp-Arg. Semi-dura 3
_Qq-Sil. Muy-dura 12
Bx-Sil. Dura 1.0
Tr. Muy-dura 14
Px-Si. Dura 10
Bx-Tur-Sil. Muy-dura 1.4
Bx-T-S-Y/A. Dura 8
Dp-Y/Anh. Muy-dura 16
PROPIEDADES ELASTICAS
3.1 Ensayo de propiedades elásticas.
La relación de Poisson y el método de
eslaticidad son determinados por medio de los
ensayos de laboratorio, para lo cual se usan
especímenes cilindricos, donde se miden
54
transversal ydeformaciones
longitudinal,
en
con
sentido
bandas extensométricas
conectados a un indicador de deformaciones, al
mismo tiempo, se van aplicando cargas
compresivas sucesivamente hasta producir la
rotura.
3.2 Módulo de rigidez.
Conociendo el módulo de Young(E), y el indice
de poisson(u), se puede determinar el módulo de
rigidez(G).
G = O,SxE/(l+u)
3. 3 Módulo de Bulk o de Incompresibilidad.
Se usa para estimar la proyección de la roca,
pues la presión de los gases dentro de las
grietas empujan a la roca hacia el frente libre
en función del módulo de Bulk(K).
K = 0,33xE/(1-2 u}
3.4. Velocidad de Onda Longitudinal.
La velocidad Longitudinal o de compresión, Vp.
A esta velocidad en geofisica se denomina
velocidad Sismica,
ecuación siguiente:
se calcula mediante la
Donde:
(l+u) Vp = Exgx---------
dr(l+u) (1-2 u}
E: Módulo de Elasticidad, en Kg/cm2 •
g: Aceleración de la gravedad
u: Indice de Poisson
dr: Densidad del material, en Kg/m3 .
55
3 .5 Velocidad de Onda Transversal. Se denomina ondas transversales debido a que el movimiento de las partículas forman ángulo recto respecto a la dirección de propagación de las �ndas. La velocidad transversal o de corte(Vs), siguiente:
se calcula mediante la ecuación
Vs = (Gxg/dr) 1/2
Donde: G: Módulo de rigidez g: Aceleración de la gravedad dr: Densidad del material, en Kg/m3 .
3 . 6 Velocidad de propagación de la energia en la roca.
Las velocidades para los materiales son generalmente especificadas como velocidades longitudinales(Vp), pero estos valores son ligeramente más bajos que los que expresan la velocidad de propagación de la energia(Vr). Las dos velocidades estan relacionadas por la siguiente expresión:
Vr = Vp [--( 1_-_ u_)
--]
1/ 2
( 1+u) ( 1-2u)
Sin embargo es más práctico y no se introducen grandes errores si las dos velocidades son consideradas iguales.
56
F.
3 .7 carateristica de la impedancia.
Es el producto de la densidad y la velocidad de la onda longitudinal, esto es útil en los parámetros de roca para analizar la transferencia de energia desde la onda de detonación del explosivo a la tensión de onda en la roca.
La característica de la impedancia se calcula de la siguiente manera:
Donde:
Ci = (Vpxdr)/g
Ci: Caracteristica de ·1a impedancia Vp: Velocidad de onda longitudinal en
pie/seg. dr: Densidad de la roca en Lb/pulg3 . g: Aceleración · de
pies/ seg2 _-la gravedad en
PROPIEDADES DE LOS MACIZOS ROCOSOS
1. LITOLOGIAEsta relacionado con una intensa actividad ignea delcretácico superior al terciario inferior. Elbasamento consiste en derrames alternados de riolitay andesitas de posición casi horizontal, con unespesor acumulado superior a los 1500 m. y queconstituyen el "Grupo Toquepala".
Intrusión a través del basamento, de apófisis ycuerpos mayores de granodior ita pertenecientes al
57
batolito andino y
porfiritica.
su diferenciación a dacita
2. FRACTURAS PRE-EXISTENTES
El fracturamiento natural de la roca, el tipo, rumbo
y buzamiento de las fisuras, diaclasas, planos de
estratificación y falla, tienen enorme importancia
en la planificación y en el resultado de la
voladura, ya que los gases producidos por la
detonación del explosivo tienden a escaparse por las
fracturas disipando la energía útil
- Las rocas con fuerte y amplio diaclasamiento
tienden producir bolones, lo que muchas veces es
dificil eliminar con solo ajustar los parámetros
de la voladura,
distribuidas o
en estos casos se usa cargas
decks. Estas características
presentan las roca; Daci ta . aglomerada y Pebble
brecha.
El fracturamiento del tipo "Stock Work" en áreas
amplias de debilitamiento facilitan los resultados
de la voladura (el pre-fracturamiento en tamaños
ideales) y se presentan en la siguientes rocas;
Diorita, Dacita porfirítica, Brecha angular.
3. PRESENCIA DE AGUA.
La presencia de agua en las rocas porosas puede ser
variable en cuanto a volumen, y localización
influyendo en al absorción de la energía, lo que
puede mejorar o deteriorar la rotura.
58
4.
Por otro lado, el agua afecta a las rocas y a los
macizos rocosos en los �iguientes aspectos mas
importantes:
a) Aumenta la Velocidad de propagación de las ondas
elástica.
p) Reduce la resistencia de las rocas a compresión
y a tracción al ser menos la fricción entre
partículas.
c) Las juntas -llenas de agua permiten el paso de
las ondas de tensión sin que se produsca un
descostramiento interno. Pero cuando el macizo
entra en tensión, esa agua se moviliza
ejerciendo un efecto de cuña que puede llegar a
producir una.sobreexcavación.
TEMPERATURA DEL MACIZO ROCOSO
Los yocimientos que contiene Pirita pueden presentar
problemas de altas temperaturas de la roca por
efecto de la oxidación lenta de ese mineral,
haciendo que los agentes explosivos del tipo ANFO
reaccionen exotérmicamente con la Pirita exitandose
a una temperatura de 120±10° c
La sensibilidad de los explosivos tipo Slurry
depende también de la temperatura de la roca cuando
esté en contacto, por ello es necesario prestar la
mayor atención a este fenómeno.
Una recomendación general cuando se presentan estos
problemas es la de limitar el número de taladros por
voladura a fin de disminuir el tiempo que transcurre
entre la carga y el disparo.
59
G. CLASIFICACION DE LAS ROCAS "IN SITU"
1. SEPARACION ENTRE DIACLASAS
Una forma de clasificar las diaclasas fue dada por
el Dr O.V. Deere, la misma que se presenta a
continuación:
Término descriptivo
Muy juntas
Próximas
Bastante próximas
Separados
Muy separados
Separación entre Diaclasa
Menor de 5 cm.
5 cm a 30 cm.
30 cm a 1.00 m.
1.00 m a 3.00 m.
Mayor de 3.00 m.
2. INDIC_E DE CALIDAD DE LAS ROCAS "RQD"
Este método nos permite medir el porcentaje de
fracturas y el grado de alteración, según se puede
observar en los testigos extraídos de un sondeo. En
lugar de contar fracturas, se obtiene una medida
indirecta sumando la longitud total o superior a 10
cm, en estado sano y compacto.
El RQD, se puede calcular de la siguiente forma:
RQD = Li/L {Li 10 cm)
i=1
Donde:
60
RQD
L .
: Indice de calidad de la roca
: Longitud total del sondeo
L_Li : Suma de longitud de testigos > 10
cm.
Deere, propone un diámetro de los testigos de 50mm y
longitud de sondeo, L mayor o igual a 2m.
Hace una clasificación
continuación:
Indice de calidad RQD(%)
O - 25
25 - 50
50 - 75
75 - 90
90 - 100
como se muestra
Calidad
Muy mala.
Mala
Regular
Buena
Exelente
a
Mostramos a continuación el RQD para las diferentes
rocas del tajo Toquepala:
Diorita-Argilitizada = 20%
Pebble brecha-Argilitizada = 70%
Dacita porfiritica-Argilitizada = 70%
Brecha angular-Argilitizada = 35%
Dacita aglomerada .- 50%
Cuarzo quellaveco-Silicificaca = 25%
Brecha angular-Silicificada = 25%
Pebble brecha-Silicificada = 30%
Dacita porfiritica-Silicificada = 65%
Brecha angular-Turmalina-Silicificada = 60%
Dacita porfiritica-Silicificada-Yeso/Anh. = 80%
Brecha angular-Turm.-Silicificada-Yeso/Anh. = 95%
Otra investigación mas reciente es la que se debe a
Sjogren-1979, que relaciona la Velocidad de
61
propagación Longitudinal(Vp) y el RQD, con distintos
parámetros geomecánicos, como se puede ver en la .
Nº F1.g. 2.3.
o
1
MUY MALA
10 20
M A L A
30
·1
40 50
REGULAR
60 70 80
VELOCIDAD LONGITUDINAL X 100 m/s
90 100%
30 35 40 45 50 55
FRACTURAS 20
1
POR METRO 14
1 10.2
1 6.7
1 4.4
1 rl REFERENCIA: Revista "Tecniterrae" Junio-Julio,82
Fig. Nº 2.3 : CORRELACION ENTRE DISTINTOS PARAMETROS
MECANICOS DEL MACIZO CON EL RQD Y VELOCIDAD DE
TRANSMISION LONGITUDINAL.
62
CAPITULO 111
EXPLOSIVOS Y ACCESORIOS DE VOLADURA
A. INTRODUCCION
63
El objetivo escencial de la utilización de un explosivo
en el arranque de rocas consiste en disponer de una
energia concentrada quimicamente, situada en el lugar
apropiado y en cantidad suficiente, de forma que
liberada de un modo. controlado, en tiempo y espacio·
puede lograr la fragmentación del material rocoso.
La explosión es según Berthelot "La repentina expans1.on
de los gases en un volumen mucho mas grande que el
inicial acompañada de �uidos y efectos mecánicos
violentos"
Los tipos de ex;plosión son los siguientes: Mecánicos,
eléctricos, nucleares y quimicos
Los explqsi vos comerciales no son otra cosa que una :-.
.
mezcla de sustancias, unos combustibles y oxidantes, que
iniciados debidamente, dan lugar a una reacción
exotérmica muy rápida que genera una serie· de productos
gaseosos de alta temperatura, quimicamente mas estable y
que ocupan mayor volumen.
Los gases producidos acumulan el calor generado,
dilatandose hasta un volumen que puede ser unos 1000
veces mayor que el del taladro donde se aloja el
explosivo.
Paralelamente a la evolución de los explosivos los
accesorios de iniciación han experimentado desde los
años cuarenta un fuerte desarrollo tecnológico con el
que se ha intentado alcanzar los siguientes objetivos.
La iniciación enérgica de .los explosivos de las últimas generaciones, mucho mas insensibles que las
dinamitas clásicas pero también más seguras.
El control de los tiempos de iniciación para mejorar
la fragmentación. La reducción del nivel de vibraciones, onda aerea · y proyecciones producidas por la voladura. El cebado puntual, en el fondo o en la cabeza del taladro, o el cebado lineal de toda la columna de
explosivo.
La mayor rapidez y flexibilidad de las operaciones de
arranque manteniendo un elevado grado de seguridad
para el personal e instalaciones.
B. RESEÑA HISTORICA
La industria de los .,explosivos comerciales hanevolucionado desde un inicio extremadamente rudimentariohasta llegar a ser sofisticada, basada en lainvestigación y orientada en los métodos; proveedora depoderosos instrumentos para extraer materias primas dela tierra.y construir nuestro mundo moderno.
Durante los últimos 15 años nuevos explosivos, los
hidrogeles, y productos �ranulados de nitrato de amonio han sido perfeccionados. Estos dos desarrollos han apresurado cambios dramáticos en la industria de los explosivos, una industria que en un tiempo dependió unicamente de la dinamita (anteriormente en la pólvora negra), para llevar a cabo el trabajo pesado que previamente se dejaba a los músculos de los hombros del hombre.
Trataremos brevemente de la transición desde el
primitivo invento de la pólvora negra, a través de los dias de la dinamita, hasta la era moderna de explosivos nuevos más seguros.
64
El primer uso de la pólvora e ha atribuido a los Chinos,
Hindues y a los Arabes en 1627, se hacen disparos en las
minas de Schemnitz en Hungria.
En 1689, se utiliza pólvora negra en los trabajos de las
minas de estaño, en Cornwall, Inglaterra.
En 1802 Eleuthere Du Pont empezo a fabricar pólvora
negra, la fórmula era 75% de Nitrato de potasio, 15% de
carbón y 10% de azufre.
En 1831 William Bickford, inventa la mecha de seguridad.
En 184 6, en Suecia Alfred Nobel y su padre, Enmanuel
diseñaron el primer fulminante,. una cápsula de estaño
con fulminato de mercurio.
En 1866, Alfred Nobel
tierra de Kieselguhr,
mezclo la nitroglicerina con
este explosivo sólido fue la
dinamita que era sensible a la acción del fulminante,
pero insensible a un golpe ordinario.
En 1870, James Howden hizo una mezcla de 75% de
nitroglicerina, azúcar, carbonato de magnesio y nitrato
de potasio.
En 1875, Alfred Nobel disolvió 92% de Nitroglicerina con
8% de Algodón Colodión, Dando una mezcla gelatinosa
llamada la "Blasting Gelatin".
Desde 1880, la compañía quimica Repavno, fabricó una
dinamita que tenía como absorvente a la pulpa de madera
en vez de azúcar.
A madiados del año 1950, se usa en mayor escala el ANFO
en los EE.UU.
65
C. CLASIFICACION DE LOS EXPLOSIVOS
En términos generales los explosivos por su forma de
reacción pueden clasificarse en: Químicos, Nucleares y
Especiales.
Los explosivos Químicos actúan por procesos de reacción
química de detonación producidos por efecto de una onda
de choque. Estan mayormente vinculados a compuestos
ni tratadps y son los de aplicación común en minería y
construcción civil.
Los Nucleares estan vinculados a la desintegración de
materiales reactivos; como Uranio 235 y Plutonio,
proceso que desprende inmensas cantidades de energía. su
empleo actual es en el campo militar.
Los Especiales actúan como una explosión física sin
detonación previa producida por la súbita expansión de
gases inertes licuados como el co2 (Cardox) por
aplicación del calor. Su empleo esta limitado a
ambientes con alto nivel de Grisú en las.minas de carbón
(Estan quedando prácticamente fuera de uso)
En la figura Nro.3.1, se muestra la clasificación
general de los explosivos
D. PROPIEDADES DE LOS EXPLOSIVOS
1. VELOCIDAD DE DETONACION.
Es la velocidad a la que la onda de detonación se
propaga a travéz del explosivo y, por lo tanto es el
parámetro que define el ritmo de liberación de
energía.
Los factores que afectan a la Velocidad de
detonación(VD) son; La densidad de la carga, el
diámetro, el confinamiento, la iniciación y el
66
1 1
¡11ECANICOs¡
!ALTOS EXPLOSIVOS¡ (Detonantes)
PRHIARJOS 1 lni ciadores l
1 Ejel!lplos: Az.i,da de plo-mo, Fulllinato de ri'ercurio Tetr.izina Fe-nol y otros
1
1 i
SECUNDARIOS (Roapedores)
1 1
1 1
¡c1�1LEs¡
1 !. Pen1isibles p ara uso en 11ti-nas de carbón
2. DINAMITAS 1Gel atinas 1Se11i-oelatinasl Pulve�i:zantes l
1
1 1
EXPLOSIVOS
Gllll1ICOS
1 )
NI LITARES
1
1 -�Compuestos como: TNT RDX (Hexó-
geno) PETN AtlATOL y otros
1
BAJOS EXP (Deflagr
PIROTECNICOS
1
1 Pólvora negra 1 Pólvoras de
pirot�cnia. Compuestos
!para señalesluminosas,
3. EXPLOSIVOS DEVOLADURA ACUOSOS
4. AGENTS DE VOLADURA EXPLOSIVOS NCN
1 Sensibilizadossin altos ex-
plosivos perosensibles al detonador ej' Exagel
1 Sensibili-zados conaltos ex-plosivos. ej.Hidrol!ex
ACUOSOS
Sin altos explosivos ! insensibles aldetonador ej. Slurrex
1Pri111a Flo
S E C O S
GranularesAnfo Reforzadosej. Examen
tlLICLEARES
LOSIVOS antes)
PROPULSORES
Para artillería Para cohetes. Co11bustibles y oxidantes líquidos ! otros.
FIG. 3 !' 1 CLASIFICACION GENERAL DE LOS EXPLOSIVOS
67
envejecimiento del explosivo. Para los tres
primeros, conformen aumentan dichos parámetros las
"VD" resultantes crecen significativamente.
En cuanto a la Iniciación, si no es lo
suficientemente enérgica puede hacer que el régimen
de detonación comience con una velocidad baja, y con
respecto al Envejecimiento, éste hace que la "VD"
también disminuya_ al reducirse el número y · volumen
de las burbujas de aire, sobre todo en los
explosivos gelatinosos ya que son generadores de
puntos caliente. Ver figura.Nº 3.2.
2. DENSIDAD.
La densidad de la mayoría de los explosivoa varía
entre o.a y 1.6 g/c�3 , y al igual que con la
velocidad de detonaci6n cuanto mayor es, más intenso
es el efecto rompedor que proporciona.
En los agentes explosivos la densidad puede ser un
facto� crítico, pues si es muy baja se vuelven
sensibles al cordón detonante que los comienza a
iniciar antes de la detonación del multiplicador o
cebo, o
hacerse
de lo contrario, si es muy
insensibles y no detonar.
alta, pueden
Esa densidad
límite es la denominada "Densidad de muerte".
La densidad de un explosivo es un factor importante
para el cálculo de la cantidad de carga necesaria
para una voladura.
Por regla general, en el fondo de los taladros, que
es donde se necesita mayor concentración de energía
para el arranque de la roca, se utilizan explosivos
mas densos como son los gelatinosos e hidrogeles,
mientras que en la cargas de columna se requieren
68
- 7.5
� -
z
o
(.)
<t z
o 1-
w o
w
o
o
<t o
u
o
_J
w
>
6
4.5
3
1.5
P.E NTOL ITA
GELATINA 60°/�
SEMIGELATINA 40 %
HIDRO GEL
A N FO
25 50 75 100 125 150 175 200 225
DIAMETRO DE CARGA ( mm.)
F I G : 3, 2 1 n f l u e n e i a d e l d i á m e t r o d e l a e a rg a sobre la velocidad de detonación
(Ash,1977)
250
explosivos menos densos, como son los pulverulentos
y los de base ANFO.
La concentración final de carga "q", en un taladro
de diámetro "D" y una densidad "de", se calcula a
partir de la fórmula siguiente:
Donde:
q . Densidad lineal de carga .
de . Densidad del explosivo en .
D . Diámetro de carga .
3. PRESION DE DETONACION.
en mm .
en Kg/m.
g/cm3•
La presión de detonación de un explosivo es función
de la densidad y del cuadrado de la velocidad de
detonación.
Se mide en plano C-J (Plano de Chapman-Jouquet) de
la onda de detonación cuando se propaga a travéz de · .
'
la co1."uinna de explosivo, como ya se ha indicado.
Aunque la presión de detonación de un explosivo
depende, además de la densidad y de la "VD", de los
ingredientes de este compuesto, una fórmula que
permite estimar dicho parámetro, es:
Donde:
PD
de
VD .
.
Presión de detonación en MPa.
Densidad del explosivo en g/cm3•
Velocidad de detonación en m/s.
70
Los explosivos comerciales tienen una "PD" que varia
entre 500 y 1500 MPa. Generalmente, en rocas duras y
competentes, la fragmnetación se efectúa mas
fácilmente con explosivos de alta presión de
detonación, debido a la directa relación que existe
entre esta variable y los mecanismos de rotura de la
roca.
4. RESISTENCIA AL AGUA.
5.
Es la capacidad de para resistir una prolongada
exposición al agua sin perder sus caracteristicas,
varia de acuerdo con la composición del explosivo y
generalmente esta vinculada a la proporción de
nitroglicerina
as 1 las gomas,
muy resistentes
o aditivos especiales
los hidrogeles y las
al aguª.
que contengan,
emulsiones son
Las sales oxidantes, como el nitrato amónico en el
ANFO, disminuyen intensamente la resistencia al agua
pues son muy hidroscópicas.
La escala de clasificación generalmente aceptada va
desde; Nula, Limitada, Buena, Muy buena y Exelente.
En la primera, el explosivo no tiene
resistencia al agua, mientras que la
garantiza una exposición superior a 12 horas.
POTENCIA Y ENERGIA.
ninguna
última
La potencia es, desde el punto de vista de
aplicación industrial, una de la propiedades mas
importantes ya que define la energía disponible para
producir efectos mecánicos.
Existen diferentes
(Strength) de un
formas de expresar la
explosivo. En las
Potencia
antiguas
71
dinamitas (Straigth-dinamita)
nitroglicerina el parámetro
era el porcentaje de
de medida de la
potencia. Posteriormente, con la sustitución parcial
de la nitroglicerina por otras sustancias, y la
realización de ensayos comparativos de laboratorio,
se paso a hablar de potencia relativa por peso
(Relative weight strength) y Potencia relativa por
volumen (Relative bulk strength). Asi, es frecuente
referir la potencia de un. explosivo en tantos por
ciento de otro que se toma como patrón, Goma pura,
ANFO, etc., al cual se le asigna el valor 100.
- Potencia relativa.- Es la medida del "Contenido de
energía" del explosivo y del trabajo que puede
efectuar, se mide mediante la prueba "Trauzl", que
determina la capacidªd de expansión que produce la
detonación de 10 gr. de explosivo disparado dentro
de un molde de plano cilindrico de dimensiones
espec.if icas, comparando la proporción de la fuerza
desarrollada por el explosivo en prueba con
res . .pecto a la desarrollada por igual peso de
gelatina explosiva, que se considera como patrón
con 100% de Potencia. El resultado se expresa en
cm3 cuando se indica el incremento de volumen del
agujero inicial, o en porcentaje cuando,se compara
con el patrón. Asi una determinada dinamita tendrá
una fuerza de 60% cuando la expansión que provoca
en el bloque de plomo es igual al 60% del volumen
generado por la detonación de la gelatina
explosiva.
Los agentes de voladura ANFO, Slurrex, no pueden
ser medidos por la prueba Trauz 1, por lo que se
han desarrollado numerosos métodos para la
determinación de la potencia de estos agentes de
voladura.
72
El método Cráter ha sido usada con frecuencia en
el campo, donde nos permite clasificar la potencia
de un explosivo, se basa en la determinación de la
profundidad Crítica y la profundidad Optima, que
son aquellos para las que una carga de explosivo
rompe la roca en superficie y produce el cráter de
mayor volumen respectivamente.
Uno de los métodos teóricos es el empleo de la
Potencia-Relativa de peso (PRP).
La Potencia relativa por peso, se
un
refiere
explosivo generalmente cuando se compara
determinado con el ANFO, por ser un producto común
de uso generalizado.�
La Potencia relativa por peso puede calcularse
usando la fórmula sueca:
Donde:
Qo
Qc
VGo
VG
.
.
.
.
PRP = 5xQc/(6xQo)+VG/(6xVGo)
Calor de explosión de 1kg de exposivo
LFB ( 5 MJ /Kg) en condiciones normales de
temperatura.
Calor de explosión de 1kg de explosivo a
emplear
Volumen de los gases liberados por 1Kg de
explosivo LFB(0.85 m3 /Kg)
Volumen de los gases liberados por el
explosivo a emplear.
Como en algunas ocasiones la potencia se refiere
al ANFO, primero puede calcularse la potencia con
73
respecto al explosivo patrón LFB y el valor
obtenido dividirse por O. 84 que es la potencia
relativa del ANFO con respecto a dicho explosivo.
El ANFO tiene valores de "Qc" y "VG" de 3.92 MJ/Kg
y 0.97 3 m3 /Kg respectivamente.
6. GASES TOXICOS
La detonación de todo explosivo comercial produce
vapor de agua, nitrógeno, di oxido de carbono, y
eventualmente sólidos y líquidos. Entre los gases
inocuos citados existe siempre cierto porcetaj e de
gases tóxicos como el monóxido de carbono y los
óxidos de nitrógeno. Al conjunto de todos esos
productos resultantes §>e le designa por "Humos".
De acuerdo con la proporción de los gases nocivos se
ha establecido una escala de clasificación por grado
de toxicidad para la exposición de los operadores
despues de la voladura.
Clases de Humos, (Institute of makers of explosives
EE.UU.)
Categoría
lro
2do
3 ro
Volúmen de gases nocivos
(CO-N02) dm3
0-4.53
4.53-9.34
9.34-18.96
Estas cifras se refieren a los gases producidos por
el disparo de una carga de 200 gr. de explosivo, con
su envoltura de papel, en la denominada "Bomba
Bichel".
74
Según_
esa clasificación los explosivos de primera
categoría pueden ser empleados en cualquier labor
subterránea, los de segunda solo en las que
garantize buena ventilación y los de tercera solo en
superficie.
Por lo general, se considera que los explosivos de
uso civil deben estar por debajo de los siguientes
valores:
co - O. 02.% N02 - 0.003%
Los agentes explosivos como el ANFO son más tóxicos
que las dinamitas, porque generan mayor proporc1.on
de óxidos de ni trógenQ. Como referencia adicional,
el Buró de Minas ruso estima que la toxicidad del
NO2 puede ser hasta 6.5 veces mayor que la del co a
una concentración molar dada, de acuerdo a la
siguiente relación:
Y = XC0-6.5XN02
Donde Y expresa el número total de gases tóxicos,
XCO y XNO2 son volúmenes específicos en litros,
dados por la concentración de los gases en mg/lt.,
el peso de la carga y la presión de gas después de
la explosión.
E. EXPLOSIVOS INDUSTRIALES
Los explosivos químicos se clasifican en dos grandes
grupos según la velocidad de su Onda de choque.
a} Altos explosivos; de 2000 a 7000 m/s.,y
b} Bajos explosivos y deflagrantes; menos de 2000 m/s.
75
76
Los explosivos de al ta velocidad, usualmente también
llamado detonantes, la onda de choque es autosostenida
mientras que en los deflagrantes tiende a amortiguarse.
Los ALTOS EXPLOSIVOS se dividen en "primarios" y
"secundarios" según su aplicación. Los primarios por su
alta energía y sensibilidad se emplean como iniciadores
para detonar a los secundarios, entre ellos podemos
mencionar a los compuestos para detonadores (Az ida de
plomo, fulminato de mercurio, etc). Los secundarios son·
las que efectúan el trabajo ·de rompimiento, son menos
sensibles que los primarios pero desarrollan mayor
trabajo útil. También por su campo de aplicación se
di vi den en Explosivos de uso civil (comerciales) y
explosivos de uso militar .•
Los militares son más brisantes,
maltrato y más caros que los de
consideramos en el presente trabajo.
menos sensibles al
uso civil. No los
Los de uso civil, se dividen en tres partes:
1. PERMISIBLES.-
Especialmente preparados para uso en minas de carbón
con ambiente inflamable, su principal característica
es la baja temperatura de explosión, que se obtiene
con la adición de componentes como el cloruro de
sodio.
2. DINAMITAS.-
Mayormente compuestas por nitroglicerina
estabilizada como elemento sensibilizador, combinada
con aditivos portadores de oxigeno (generalmente
nitratos) y otros componentes que ayudan a la
combustión. Normalmente se comercializan en
cartuchos de papel, con diámetros de 16 mm ( 5 / 8")
hasta 75 mm (3"), embalados en cajas de cartón de 50
lbs (22.7 Kg).
3. AGENTES Y EXPLOSIVOS DE VOLADURA.-
En su mayoría son compuestos Ni tro-carbo-ni trados
(NC) y su campo de aplicación preferencial es en
tajos abiertos. Se dividen en dos grupos: Agentes de
voladura (secos y acuosos) insensibles al detonador
Nro 8, y Explosivos de voladura que son sensibles al
detonador Nro 8.
3.1. AGENTES DE VOLADURA.
3.1.1 AGENTES DE VOLADURA SECOS.
Este gru�_? engloba, com ya se ha
indicado, todos aquellos explosivos que
no son sensibles al detonador Nro 8 y en
cuya composición no entra el agua. El
factor común en todos ellos es el
Nitrato amónico, sensibilizado por. un
agregado orgánico, líquido o sólido
generalmente no explosivo. Ejemplo: El
ANFO, ALANFO.
ANFO.- En 1947 tuvo lugar una
desastroza explosión de Nitrato de
amonio en Texas City (Estados Unidos),
ya que esa sustancia se habia
intentado proteger con parafinas, y
solo el 1% de está, ya constituía un
buen combustible sensibilizante de NA.
Aparte de la propia catástrofe, este
hecho hizo centrar la atención de los
fabricantes de explosivos, en el
77
potencial energético del NA y de sus
posibilidades como explosivo dado su
bajo precio.
cualquier sustancia combustible puede
usarse con el N.A. para producir un
agente de voladura. En Estados Unidos
a finales de los años 50 se empleaba
polvo de carbón pero, posteriormente
fue sus ti tuído por conbustibles
líquidos ya que se conseguían mezclas
más íntimas y homogéneas co el NA. El
producto más usado es el gas-oil, que
frente a otros líquidos como la
gasolina, el kerosene, etc.
la ventªj a de no tener un
presenta
punto de
volatilidad tan bajo y, por
de consiguiente, menor
explosiones de vapor.
riesgo
Los aceites .usados se han aprovechado
también como combustibles, pero tienen
los inconvenientes de reducir la
sensibilidad
propagación,
detonación
energético.
a la
la
y
Debido
el
iniciación y
velocidad de
rendimiento
a sus altas
viscosidades tienden a permanecer en
la superficie de los gránulos de N.A.
ocupando los macroporos. Actualmente
no esta justificado desde un punto de
vista económico la sustitución total o
parcial del gas-oil por aceites usados
debido a los incovenientes que
entrañan estos productos.
78
El contenido de combustible juega un
papel importantísimo· sobre las
diferentes propiedades del ANFO. La
reacción de descomposición del sistema
equilibrado en oxigeno es:
Produciendo unas 920 Kcal/Kg, que
puede ser inferior en los productos
comerciales según el contenido en
materias
gases de
inertes, y un
970 litros.
volumen de
La mezcla
estequiométrica corresponde a un 94.3%
de NA. y un 5.7 de gas-oil, que
equivale� a 3.7 litros.
La influencia que tiene el porcentaje
de combustible sobre la energía
desprendida y velocidad de detonación
queda indicado en la fig Nro.3.3.
Se ve pues que no interesan ni
porcentajes inferiores ni superiores
al indicado si se pretende obtener el
máximo rendimiento en las voladuras.
En ocaciones, como por ejemplo épocas
de verano, se suele añadir mas gas-oil
al ANFO, pues puede llegar a perderse
por el, calor hasta el 50% del
combustible, con una merma importante
en la eficiencia.
El control de calidad del ANFO es
sencillo, pues consiste en la
extracción del gas-oil de una muestra
79
X 100
-
�
' -o u
� ........ o u
E 'o
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a.,
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(lJ
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10 1 1
1 1
1
9
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7
6
5
4 1 ... 2 3 4 5 6 7 8 9 10
% gas-oil
FIG:3,3 Variación de la energía termodinámica
y v el o e i da d de d et on a e i ó n d e l A N FO
e on el contenido de gas-oi l.
80
X 100
55
ll)
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·50 E ........
e
45 'o
u
o
40 o ...... (lJ
-o
35 (lJ
"'CJ
o
30 -o
2·5 o.,
>
por medio de éter ver iig.Nro ·3.4, y
medida del peso de la misma antes y
despues del proceso.
También el contenido de combustible
afecta a la cantidad de gases nocivos
desprendidos en la explosión (CO+NO)
ver fig.Nro.3.5.
Cuando en las voladuras los humos
producidos tienen color naranja, ello
es un indicativo de un porcentaje
insuficiente de gas-oil, o bién que el
ANFO ha absorbido agua de los taladros
o no se han iniciado correctamente.
La variación de sensibilidad con la
cantidad de combustible también es
acusada, pues con un 2% de gas-oil la
iniciación puede conseguirse con un
detonador aunque la energía disponible
es muy baja; y con una cantidad
superior a 7% la sensibilidad inicial
decrece notablemente.
Tal como se ha indicado anteriormente
con el NA. , el agua es el principal
enemigo del ANFO,
gran cantidad
vaporización
considerablemente
explosivo.
de
pues absorbe una
calor para su
y rebaja
la potencia del
En cargas de 7 6 mm de diámetro una
humedad superior al 10% produce la
insensibilización
explosivo.
del agente
81
DESECADOR
82
ETER
ETER Y GASOIL
MUESTRA
DE AN FO
BOMBA DE
VACIO
· FIG: 3,4 procedimiento para medir et porcentaje de gas-oil
-:-100
2 5
20
o, 15
o
o
o 10
:E:
5
NO+N02
2 4 6 8
GAS-OIL(9ó)
10
FIG:3,5 Humos producidos por diferentes
porcentajes de gas oil.
83
En tales casos el
consiste en envolver
único
el
recurso
ANFO en
recipientes o vainas impermeables al
agua.
Las caracteristicas explosivas del
ANFO varian también con la densidad
conforme, esta aumenta la velocidad de
detonación se eleva pero también es
más dificil conseguir la iniciación.
Por encima de una densidad de 1.2 g/cc
el A!'fFO se vuelve inerte no pudiendo
ser detonado a haciéndolo solo en el
área mediata al iniciador.
El tamaño- de los gránulos del NA.
influye a su vez en la. densidad del
explosivo. Así cuando el ANFO se
reduce a . menos de 100 mallas su
densidad a granel pasa a ser 0.60
g/cc. lo que significa que si se
quiere conseguir una densidad normal
entre 0.80 y 0.85 g/cc. para alcanzar
una buenas características de
detonación será preciso vibrarlo o
compactarlo.
Por otro. lado, el diámetro de la carga
es un parámetro de diseño que incide
de forma decisiva en la velocidad de
detonación del ANFO ver fig. Nro 3.6.
El diámetro critico de este explosivo
esta influenciado por el confinamiento
y la densidad de carga.
84
x1QO
50
---45
E 40 .........
z
o
o 35
<(
o
30 w
D
D
D 25
<( D
u 20
85
o 5 10 15 20 25 30
DIAMETRO DEL TALADRO ( mm.)
/
FIG: 3, 6 Influencia del diametro de la carga sobre la
velocidad de detonación.
Usado dentro d� taladros en roca con
una densidad a granel de o.so g/cc. el
diámetro critico es de unos 25 mm
mientras que con 1.15 g/cc.se eleva a
75 mm.
La sensibilidad de iniciación del ANFO
disminuye conforme aumenta el diámetro
de los taladros. En la práctica los
mult.iplicadores de 150 gr. son
efectivos en diámetros inferiores a
los 150 mm y por encima de ese calibre
se recomiendan multiplicadores de 400
a 500 gr.
Aunque ·el ANFO se emplea
predominantemente como carga a granel,
es importante saber que la energia por
metro lineal de columna disminuye con
el desacoplamiento.
cuando el confinamiento de la carga no
es grande la "VD" y la "Presión máxima
sobre las paredes de los taladros"
disminuyen.
ALANFO.- Como la densidad del ANFO es
baja, la energia que resulte por
unidad de longitud de columna es
pequeña. Para
desde 1968 se
elevar esa energia,
viene añadiendo a ese
agente de voladura productos como
Alunminio
técnicos y
con buenos
económicos
resultados
sobre todo
cuando las rocas son masivas y los
costos de perforación son altos.
86
Cuando el Aluminio se mezcla con el
Nitrato amónico y la cantidad es
pequeña la reacción que tiene lugar
es:
Pero si el porcentaje de Aluminio es
mayor, la reacción que se produce es:
En la figura Nro 3. 7, se indica la
energia producida por el ALANFO con
respecto 'al ANFO para diferentes
cantidades de metal añadida.
El limite práctico, por cuestiones de
rendimiento y economía se encuentran
entre 13 y 15% porcentajes superiores
al 25% hacen disminuir la eficiencia
energética.
Las especificaciones que deben cumplir
el aluminio son en cuanto al tamaño
que se encuentren casi el 100% entre
los 20 y las 150 mallas y en cuanto a
la pureza que sea superior al 94%.
En estos agentes de voladura, la
pureza no es tan critica como en los
hidrogeles, ya que no es de temer la
acción galvánica producida por los
cambios de PH.
87
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1-51 88
1 4 1
1,3
1,2
1J·
5 10 1 5 20 25
PORCENTAJE DE ALUMINIO EN EL ANFO
FIG: 3,7 Efecto del aluminio sobre la energia desarrolla_
da con respecto a una cantidad de A NFO.
Esto significa · que restos o desechos
de aluminio de otros procesos pueden
emplearse en la fabricación del
ALANFO.
El limite inferior de tamafio es debido
a que si el Aluminio esta en forma de
polvo puede producirse explosiones
incontrolados.
3.1.2 AGENTES DE VOLADURA ACUOSOS.
- HIDROGELES.- Agente de voladura en
forma de "papilla" o
sensible al detonador
"slurry"
Nro 8,
no
de
excelente resistencia al agua, alta
velocidad de detonación y gran poder
rompedor. Los Hidrogeles estan
·constiuidos por soluciones acuosas
saturadas de NA, a menudo con otros
oxidantes como el nitrato de sodio y/o
el de calcio, en las que se encuentran
dispersos los combustibles,
sensibilizantes, agentes espesantes y
gelatinizantes que evitan la
segregación de los productos sólidos.
El desarrollo de estos explosivos tuvo
lugar a finales de la década de los 50
cuando Cook y Farnam consiguieron los
primeros ensayos positivos ·con una
mezcla del 65% de NA, 20% de Al y 15%
de agua.
Tras esos primeros resultados Cook
empezó a utilizar como sensibilizantes
el TNT, .Y asi comenzó en Canadá la
89
fabricación comercial bajo patente,
extendiendose después a Estados
Unidos.
Posteriormente, se
primeras experiencias
sensibilizados con
realizaron las
con hidrogeles
aluminio. Este
metal planteaba serios problemas de
empleo, pues reaccionaba con el agua a
temperatura ambiente desprendiendo
hidrógeno. Para evitar ese fenómeno se
pasó a proteger las partículas de
aluminio con productos hidrófugos.
Ya en 1969 la Dupont desarrolló unos
nuevos hidrogeles que se
caracterizaban por no contener los
compuestos explosivos tradicionales,
ni metales particulados como
sensibilizantes fundamentales, sino
que incorporan como combustible
sustancias orgánicas como las
derivadas de las aminas, parafinas,
azúcares, etc.
En la fig.Nro 3.8, se indican los
principales tipos de explosivos
acuosos obtenidos a partir del Nitrato
de amonio, en dos grandes grupos que
son los hidrogeles y las emulsiones
con sus mezclas.
Centrándonos en los hidrogeles que se
emplean actualmente, el proceso de
fabricación se basa en el mezclado de
una solución de oxidantes con otra de
90
1 NITRATO DE AKONIO
!NITRATO ORGANICO,A6UA,GOHAS,ESPESANTES,EKULSIFICANTE�,COHBUSTIBLE(HIDROCARBONADOS)j1 1
TNT
¡ 1
EXPLOSIVO CONV. ALUKINIOEXPLOSIVOS CON N.6 llRA, GEtlERACION) (2DA. GEIIERACION
HIDROGEL SENS 1B I LI ZADOPARA GRANDES
DIAl1ETROS
AGENTE EXPLOSIVOHIDROGEL
ALLIHINIZADO
1
ALUKINIO NITRATO Al1IIIA 111-CRDBALOIIES, Y OTROSSENCIBILIZAIITES (3RA. 6ENERACION)
.. IESTABILIZANTEI
EXPLOSIVOHIDROGEL
PEOUEÑD DIAHETRO
AGENTE EXPLOSIVOHIDROGEL
SENSlBILI ZADO CON AIRE
EHLILSIFICAIHESAGUA HICROBALONES
EHULSIOHES
91
1 � 1 1
1
AtlFO PESADO
FIGURA 3.8� AGENTES EXPLOSIVOS ACUOSOS PRODUCIDOS A PARTIR DEL N.A.
nitrato de monometilamina (NMMA) y la
adición de diversos productos sólidos
y liquidos tales como oxidantes,
espesantes, gelatinizantes, etc.
La solución de oxidantes está
constituida por agua, nitrato amónico
y nitrato sódico, a la que se aporta
tio-urea y parte de las gomas que
permiten conseguir una viscosidad alta
para retener las burbujas de gas. El
ni trato sódico tiene las ventajas de
disponer de una gran cantidad de
oxigeno y de disminuir el punto de
cristalización
salinas.
de las soluciones
La solución NMMA se prepara calentando
los bidones en los cuales se
transporta, ya que ésta se encuentra
solidificada al tener un punto de
cristalización entre los 33 y 39 °c.
Este producto tiene unas
caracteristicas como sensibilizante
excelentes, pues es muy buen
combustible con un balance de oxigeno
muy negativo y alta densidad y además
es poco sensible a efectos dinámicos
subsónicos de choques y roces. Las
proporciones de NMMA en los hidrogeles
oscilan entre el 10 y el 35%.
La mezcla de aditivos sólidos está
formada _por aluminio, almidón, gomas y
otras sustancias en menor proporción.
92
El aluminio aumenta proporcionalmente
la sensibilidad de los hidrogeles y
las gomas, y el almidón sirve para
espesar las mezclas. En ocaciones se
añaden compuestos capaces de formar
enlaces cruzados que -proporcionen la
gelatinización de los hidrogeles.
Por otro lado, como el porcentaje de
agua utilizado no es suficiente para
disolver todos los nitratos, cierta
cantidad de éstos se añade en estado
sólido formando parte de la fase
dispersa.
Para moditicar la densidad se puede
proceder a la gasificación qu1mica,
generalmente con nitrito de sodio, o a
la adición de productos de baja
densidad, microesferas de vidrio, etc.
La mezcla de todos esos componentes se
realiza de forma continua o
discontinua con mezcladoras dotadas de
agitación y que pueden estar
instaladas en plantas fijas o sobre
camiones.
En cuanto a las caracter1sticas de los
hidrogeles, ya que en su composición
no se utilizan sensibilizantes
intr1nsecamente esplosivos, poseen una
seguridad muy alta tanto en su
fabricación como en su manipulación. A
pesar de esto, presentan una aptitud a
la detonación muy buena que hacen que
93
algunos hidrogeles pued�n emplearse en
calibres muy pequeños e iniciarse con
detonadores ·convencionales.
La resistencia al agua es excelente y
la potencia, que es una característica
fundamental de aplicación, es
equivalente o superior a la de los
explosivos convencionales, pudiendo
ajustarse en �unción de la formulación
del hidrogel. Las energías
desarrolladas oscilan en el rango de
las 700 a las 1500 cal/g ..
La densidad también puede modificarse
desde o. 8 , hasta 1. 6 g / cm3 , partiendo
de un valor básico comprendido entre
1.4 y 1.5. Mediante la adición de
gasif icantes químicos, como ya
indicado, o de aditivos de
densidad puede reducirse
se ha
baja
tal
parámetro. Esas disminuciones influyen
sobre los explosivos haciendo que la
velocidad de detonación aumente en
muchos casos, así como su
sensibilidad.
Como es obvio, la variedad de
productos que pueden obtenerse con
distintas composiciones es muy grande.
Desde los hidrogeles encartuchados
semejante a los explosivos gelatinosos
convencionales hasta los vertibles que
tienen unas características reológicas
que hacen que puedan tratarse como
fluidos. En este último caso se pueden
94
aprovechar benificiosamente las
ventajas derivadas de una carga
mecanizada asf. como del hecho de
rellenar totalmente el hueco de los
taladros perforados.
En los referente a los humos de
voladura, los hidrogeles
sensibilizados con aluminio presentan
unas calidades de humo mejores que las
obtenidas
convencionales.
3.2. EXPLOSIVOS DE VOLADURA.
con explosivos
3.2.1 EXPLOSIVO GELATINOSO.- Alfred Nobel en
1875 descubrió que una gran cantidad de
de nitroglicerina(NG) podia disolverse y
quedar retenida en nitrocelulosa(NC),
obteniendose un producto con
consistencia plástica de fácil uso y
manipulación en
gelatina explosiva
NG y el 8% de NC
aquella época. Esa
formada por el 92% de
tenia un balance de
oxigeno nulo y desarrollaba una energia
incluso superior que la NG pura.
Posteriormente, con intención de reducir
la potencia de mezcla explosiva se
añadieron sustancias
combustibles,
adeduadas para
en las
mantener
oxidantes y
proporciones
el balance de
oxigeno, de manera que además de reducir
considerablemente el costo de
fabricación se conservaba la
consistencia gelatinosa. As1, el
95
porcentaje de NC-NG de las gelatinas
explosivas actuales oscila entre el 30 y
el 3 5%, y el resto corresponde a los
oxidantes como el nitrato amónico, a los
combustibles y a otros especiales que
sirven para corregir la higroscopicidad
de los nitratos. A pesar de la pequeña
cantidad de NG, las potencias
resriltantes no son tan bajas como
parecerian a simple vista, pues se
alcanzan ni veles próximos a 8 0% de la
goma pura.
Las ventajas principales de estos
explosivos que se han utilizado con
mucha profusión hasta épocas recientes
son:
- Potencias elevadas
- Altas densidades, desde 1.2 hasta 1.5
g/cm3 •
- Altas velocidades de detonación, 5000
-6000 m/s
Gran resistencia al agua y estabilidad
quimica
Los inconvenientes más importantes que
presentan son:
- Riesgo de accidentes en la fabricación
y transporte.
- Sensibles a estimulos subsónicos y por
consiguiente elevado peligro si la
máquina golpea o impacta con restos de
explosivos.
96
- Produce dolores de cabeza pues la NG
dilata los vasos sanguíneos.
- Reducida flexibilidad para la
utilización en condiciones ambientales
extremas.
- Elevado costo de fabricación.
Las principales aplicaciones de estos
explosivos se centran en el arranque de
rocas �uras y muy duras, como cargas de
fondo, y en voladuras bajo presión de
agua y en taldros húmedos.
3. 2. 2 EXPLOSIVO HIDROGEL (WATER GEL
EXPLOSIVE) • - Explosivo de tipo "Water
gel" sensible al detonador, apto para
voladuras comunes, tanto en tajo abierto
como en minas subterráneas.
Se fabrica en cartuchos de papel iguales
a los cartuchos de dinamita, así como en
cartuchos de polietileno.
Este explosivo tiene mucha resistencia
al agua, y seguro en su manipuleo por su
bajísima sensibilidad al impacto, choque
y fricción, dado a que no contiene
ningún alto explosivo en su composición.
3.2.2 EXPLOSIVOS PULVERULENTOS.- Aq\,lellas
mezclas explosivas sensibilizadas con NG
pero con un porcentaje inferior al 15%,
tienen una consistencia granular o
pulverulenta.
Dentro de este grupo de explosivos caben
distiguir aquellos que poseen una base
97
in�rte y los de base activa. Los
primeros, actualmente en desuso, fueron
desarrollados por Nobel en 1867 y se
componían de NG y .kieselghur o tierra de
infusorios calcinada. Los de base
activa, se fabrican en su mayoría
sustituyendo las sustancias inertes por
una mezcla de oxidantes y combustibles
que aportan una potencia adicional.
El primer oxidante utilizado fue
preferentemente el ni trato sódico, que
se sustituyó despues por el nitrato
amónico de mayor eficiencia energética.
También en este caso se emplean aditivos
especiales para reducir la
higroscopicidad de NA.
En otros explosivos pulverulentos, parte
de la NG es sus ti tu ida total o
parcialmente por TNT.
Las caraterísticas que poseen estas
mezclas explosivas son:
Potencia inferiores a las de los
gelatinosos.
Velocidades de detonación, de 3000 a
4500 m/s.
Densidades baja, de 0.9 a 1.2 g/cm3 .
- Muy poca resistencia al agua.
98
Adecuadas para rocas blandas y
semiduras como cargas de columna.
F. APLICACIONES DEL ANFO
l. Propiedades Físico-químicas del NA en la perfomance
del ANFO.
El Nitrato de Amonio (NH4No3 ) es una sal inorgánica
de color blanco cuya temperatura de fusión es de
160.6 °c. Aisladamente, no es un explosivo, pues
solo adquiere tal propiedad cuando se mezcla con una
pequeña cantidad de combustible y reacciona
violentamente con él aportando oxígeno. Frente al
aire que contiene el 21% de oxígeno, el NA posee el
60%.
Aunque el NA puede encontrarse en diversas formas,
en la fabricación de explosivos se emplea aquel que
se obtiene como partículas
es el
absorver
esféricas o
que
y
. posee
retener
prills
mejores
a los
poroso!;,_ ya que
características para
combustibles líquidos y es fácilmente manipulable
sin que se produzcan apelmazamientos y adherencias.
La densidad del NA poroso o a granel es
aproximadamente 0.8 g/cm3, mientras que las
densidades de las partículas del NA no poroso se
acercan a la de los cristales (1.72 g/cm3 ) pero con
valores algo inferiores (1.40-1.45 g/cm3 ) debido a
la microporosidad.
El NA de mayor densidad no se emplea debido a que
absorbe mal al combustible y por lo tanto reacciona
más lentamente con él proceso de detonación.
99
Normalmente, el NA utilizado
microporosidad del 15%, que
macroporosidad se eleva al· 54%.
tiene
sumada a una
la
En cuanto al tamaño de las particulas suele variar
de 1 y 3 mm.
El NA en estado sólido cuando se calienta por encima
de 32.1 °c, cambia de forma cristalina:
B ortorrómbico Densidad del cristal=l. 72 g/cm3 +
32.1 ºe
ortorrómbico Densidad del cristal=l.66 g/cm3
Esta transición es acompañada de un aumento de
volumen del 3.6%, produciendose seguidamente la
rotura de los cristales en otros más pequeños.
Cuando los cristales "Y" se enfrían y existe algo de
humedad tienden a aglomerarse formando grandes
terrones.
La solubilidad del NA en el agua es grande y varia
ampliamente con la temperatura:
A 10 ºe el 60.0% solubilidad
A 20 ºe �l 65.4% solubilidad
A 30 ºe el 70.0% solubilidad
A 40 ºe el 73 .9% solubilidad
De ahi que el ANFO no se utilice en taladros
húmedos.
La higroscopicidad es también muy elevada, pudiendo
c?nvertirse en liquido en presencia de aire con una
humedad superior al 60%. La adición de sustancias
�-
100
inertes hidrofilicas como el caolin o las arcillas
en polvo evitan que NA absorba humedad, aunque
también disminuyen su sensibilidad.
La temperatura ambiente juega un papel importante en el proceso de absorción de la humedad.
En ocaciones, los granos de NA se protegen con
sustancias hidrófugas que impiden su humedecimiento
superficial.
El NA es completamente estable a la temperatura
ambiente, pero si se calienta por encima de los 200 0c en un recipiente cerrado puede llegar a detonar.
La presencia de compuestos orgánicos acelera la descomposición y baja la temperatura a la cual esta
se produce. Asi con un O.� 1% de algodón el Nitrato de amonio(NA) empieza a descomponerse a los 160 °c.
A continuación se muestra la tabla donde se indica
el porcentaje de humedad a partir de la cual empieza
la ab�orción bajo una temperatura ambiente.
Temperatura Ambiente % Humedad
76%
64%
59%
G. ACCESORIOS DE VOLADURA
Paralelamente a la evolución de los explosivos �osaccesorios de iniciación han experimentado desde losaños cuarenta un fuerte desarrollo tecnológico con elque se ha intentado alcanzar los siguientes objetivos:- La iniciación enérgica de los explosivos de la últimas
generaciones, mucho más insensible que las dinamitasclásicas pero tambiém más seguros.
101
El control de los tiempos de iniciación para mejorar la fragmentación. La reducción del nivel de vibraciones, onda aérea y proyecciones producidas en las voladuras.
- El cebado puntual, en fondo o en cabeza del taladro, oel cebado lineal de toda la columna de explosivo.
- La mayor rapidez y flexibilidad de las operaciones derotura manteniendo un elevado grado de seguridad par.ael personal e instalaciones.
Unicamente se puede logr�r buenos resultados en una voladura cuando los dispositivos · de iniciación usados
para detonar la carga del explosivo se eligen y utilizan cuidadosa y adecuadamente.
Los principales accesorios .,de voladura más usados en operaciones mineras superficiales son los siguientes:
l. Mecha de seguridadEsta mecha posee capas de diferentes materiales quecubren el núcleo de pólvora. El poder de ignicióndel nücleo de polvera es considerablemente superiora la minima necesaria para iniciar a un fulminante.Sus múltiples coberturas, incluyendo elrecubrimiento final con material plástico, aseguranuna excelente impermeabilidad y resistencia a laabrasión, aún en las condiciones más exigentes, asimismo, minimiza las chispas laterales.
La fabricación normal de la mecha de seguridad . es con recubrimiento de material plástico de color blanco. Mecha de seguridad con recubrimiento de material plástico de color naranja y negro (para mayor resistencia al agua y a la abrasión).
102
La velocidad de combustión es 145 seg/m. más o menos
10%.
Materiales principales que contiene la mecha de
seguridad; Nitrato de potasio, carbón, azufre, papel
impermeabilizante, algodón, material plástico.
2. Iniciador: Cebo o Booster.
Comercialmente llamado HDP (High detonation
pressure), son explosivos fundidos que contienen
sustancias de mucha potencia y que anteriormente
fueron usados con fines militares, los boosters son
utilizados para iniciar explosivos insensibles tales
como; Slurries, ANFO, y otros explosivos· como los
ni trocarboni tratos, los cuales no pueden ser
iniciados por un sistema normal de voladura, estos
boosters son normalmente usados en taladros de gran
diámetro, en minería superficial o canteras. Los
boosters convencionales son cilíndricos, conteniendo
una masa de alto explosivo, ellos son muy seguros e
insensibles al impacto, fricción o fuego, los más
conocidos son de 1/3 libra, 1 libra y 3 libras.
Las dimenciones del booster utilizado en Toquepala
son de 3" de diámetro x 2 1/2" con un peso
aproximado de 1 libra, presenta dos orificios para
atar el cordón detonante, explosivo que contiene
PETN-TNT ó RDX (exógeno), potencia a la plancha de
1/2" produce un diámetro de 3 cm.
Estos boosters pueden ser iniciados
fulminante Nro 6 o cordón detonante.
Características fundamentales de un booster:
- Debe ser un alto explosivo.
Debe tener un mecanismo de explosión.
por un
103
Debe tener una velocidad minima de detonación de
6700 m/s.
Debe producir una alta presión de detonación.
- Debe ser inmune al agua y debe trabajar en las más
severas condiciones del campo.
3. cordón detonante.
El córdón detonante es un cordón flexible con un
núcleo central de explosivo de alto poder, que
generalmente es la pentrita, PETN (Tetranitrato de
pentaeritritol). La masa explosiva esta cubierta con
diferentes capas de papel, fibras textiles,
plásticos y otros materiales para proveerle buena
resistencia al agua, además de una alta resistencia
al esfuerzo de tensión.
El cordón detonante es sensible al fulminante Nro 6
y este accesorio es usado principalmente para
iniciar cargas explosivas en mineria superficial, en
explosiones sismicas y también en mineria
subterránea.
El uso de cordón detonante permite llevar a cabo una
voladura en forma muy segura de un gran volumen y
tonelaje de explosivos distribuidos en gran número
de taladros.
4. Retardos
Accesorio de voladura con adecuados intervalos de
retardo, que sirven en los disparos de gran tonelaje
para dar:
a. minima vibración.
b. fragmentación adecuada, minimizando la voladura
secundaria.
c. menor rompimiento hacia atrás (Back break).
d. menor proyección de material.
104
!
ESPECIFI CA CIONES TECNICA 3P
PESODELNUCLEO (gr/m.) 3
RESI ST.A. LA TENSION(Kg) 75
IMPERMEABILIDAD PRES .HIDR. 3,154 (Kg/cm2)
SENSIBI LID AD AL DETON.No.6 SI
VELOCIDAD.DE DETONACION 7500 ( mis )
5P
'
5'
..
-75
3,164
SI
7 500
10 P 3PE
10 4
75 100
3,164 3,164
SI SI
7500 7500
5PE
100
3,164
SI
7500
10 PE
12
100
3,164
- SI
7500
....
o
Ul
H.
Los retardos darán la secuencia ordenada de salidas,
estos dispositivos se conectan · a las líneas
troncales programándose previamente el movimiento
del material, tanto en dirección del burden como en
el espaciamiento.
Se tienen retardos de 5, 10, 17, 20, 25, 30 y 50
milisegundos, los de intervalos cortos se usan en
taladros de diámetro p�queño, mientras que los
intervalos más largos en taladros de diámetro más
grande, este tipo de encendido de retardo cubre una
escala de diámetros de barreno y espaciamiento que
van desde aproximadamente de 4" de diámetro con 2 a
4 metros, de espaciamiento, hasta 1 7" · de diámetro
con 7.5 metros, o más de,espaciamiento.
Los retardos pueden desensibilizarse o alargar su
tiempo de retardo, si se exponen al agua por un
largo periodo de tiempo, cuando se . presentan
condiciones húmedas los retardos deben protegerse
del agua y usarlos lo más pronto posible para
reducir el tiempo de exposición.
SELECCION DE EXPLOSIVOS Y ACCESORIOS DE VOLADURA
l. SELECCION DE EXPLOSIVOS
Uno de los grupos de variables controlables por los
técnicos en las voladuras es el constituido por los
explosivos. La elección del tipo de explosivo forma
parte importante del diseño de una voladura y por
consiguiente de los resultados a obtener.
Los usuarios de explosivos a menudo caen en la
rutina y en el espejismo de unos costos mínimos de
rotura sin tener en cuenta toda una serie de
106
factores que son necesarios analizar para una
correcta. selección; precio del explosivo, diámetro
de carga, caracter1sticas de la roca, volumen de
roca a volar, presencia de agua, condiciones de
seguridad,· atmósferas explosivas y problemas de
suministros.
1.1 PRECIO DEL EXPLOSIVO
El costo de un explosivo es evidentemente un
criterio de selección muy importante. En
principio, hay que eligir el explosivo el
explosivo más barato con el que se es capaz de
realizar un trabajo determinado.
El explosivo más barato es el ANFO que llega a
suponer un consumo .total entre el 50 y el 80%,
según los países. Otros atractivos de este
agente de voladura son la seguridad, la
facilidad de almacenamiento, transporte y
manipulación, asi como la posibilidad de carga
a granel.
Pero, a pesar del bajo precio, el ANFO presenta
algunos inconvenientes como son su mala
resistencia al agua y su baja densidad .
. Al hablar del precio de los explosivos seria
más conveniente hacerlo expresando éste por
unidad de energ1a disponible ($/kcal) que por
unidad de peso ($/kg), pues en definitiva los
resultados de las voladuras dependen de la
energía destinada a la fragmentación y
esponjamiento de la roca.
Por otro lado, no hay que olvidar que el
objetivo de las voladuras es realizar el
107
arranque con un costo minimo, y que en rocas
duras la perforación es una operacion muy onerosa que puede llegar a compensar
ampliamente la utilización de explosivos caros
pero más potentes o cargas selectivas formadas
por un explosivo denso y de alta energia en el
fondo y otro menos denso y de energia media en
la columna.
Asi pues, desde un punto de vista económiqo, el
mejor explosivo no es el más barato sino aquel
con el que se consigue el menor costo de
voladura.
1.2 DIAMETRO DE CARGA ·
1
Cuando se utilizan .explosivos cuya velocidad de
detonación varia fuertemente con el diámetro,
como es el caso del ANFO, hay que tomar las
siguientes precauciones:
- con taladros de diámetro inferior a 50 mm es
preferible a pesar del mayor precio, emplear
hidrog�les o dinamitas encartuchadas.Entre 50 y 100 mm el ANFO es adecuado en las
voladuras en banco como carga de columna y enlas voladuras subterráneas aumentando la
densidad hasta un 20% con cargadoras
neumáticas y cebandolo de forma efectiva.
cuando se usan hidrogeles, tanto a cielo
abierto como . en subterráneo, éstos son
generalmente encartuchados y sensibles aldetonador.Por encima de los 100 mm, no existe problemascon el ANFO, aunque en rocas duras espreferible diseñar las columnas de forma
108
arranque con un costo mínimo, y que en rocas
duras la perforación és una operación muy
onerosa que puede llegar a compensar
ampliamente la utilización de explosivos caros
pero �ás potentes o cargas selectivas formadas
por un explosivo denso y de alta energía en el
fondo y otro menos denso y de energía media en
la columna.
Así pues, desde un punto de vista económico, el
mejor explosivo no es el más barato sino aquel
con el que se consigue el menor costo de
voladura.
1. 2 .DIAMETRO DE CARGA
cuando se utilizan explosivos cuya velocidad de
detonación varia fuertemente con el diámetro,
como es el caso del ANFO, hay que tomar las
siguientes precauciones:
- Con taladros de diámetro inferior a 50 mm es
preferible a pesar del mayor precio, emplear
hidrog�les o dinamitas encartuchadas.
- Entre 50 y 100 mm el ANFO es adecuado en las
voladuras en banco como carga de columna y en
las voladuras subterráneas aumentando la
densidad hasta un 20% con cargadoras
neumáticas y cebandolo de forma efectiva.
Cuando se usan hidrogeles, tanto a cielo
abierto como en subterráneo, éstos son
generalmente encartuchados y sensibles al
detonador.Por encima de los 100 mm, no existe problemas
con el ANFO, aunque en rocas duras es
preferible diseñar las columnas de forma
108
selectiva
iniciación.
y con un buen sistema de
En los calibres grandes con las diferentes
mezclas explosivas a granel (ANFO, hidrogeles,
emulsiones y ANFO pesado) es muy económico
realizar la carga con medios mecánicos.
Por último, los explosivos gelatinosos y
pulverulentos encartuchados se siguen usando en
diámetros pequeños, pero en calibres de tipo
medio est�n siendo sustituidos por los
hidrogeles encartuchados.
1.3 CARACTERISTICAS DE LA ROCA
Las propiedades geo�ecánicas del macizo rocoso
a volar conforman el grupo de variables más
importantes no sólo por su influencia directa
en los re�ultados de las voladuras sino además
por su interrelación con otras variables de
diseño.
Si se clasifican las rocas en cuatro tipos los
criterios de selección recomendados son:
1.3.1 Rocas masivas resistentes
En estas formaciones las fracturas y
planos de debilidad existentes son muy
escasos por lo que es necesario que el
explosivo cree un mayor número de
superficies nuevas basándose en su
Energía de Tensión "ET". Los explosivos
idóneos son pues aquellos con una
elevada densidad y velocidad de
detonación; hidrogeles,
explosivos gelatinosos.
emulsiones y
109
1.3.2 Rocas muy fisuradas.
Los explosivos con una alta "ET" tienen
en esos
sobre la
macizos muy poca influencia
fragmentación final, pues
cuando se empiezan las grietas radiales
éstas se interrumpen rápidamente al ser
intersectadas
existentes.
por
Por
fracturas pre
ello,
explosivos
Energia de
que posean una
interesan
elevada
los Gases "EB", como es el
caso del ANFO.
1.3.3 Rocas conformadas en bloques.
1.3.4
En los macizos con espaciamiento grande
entre discontinuidades que conforman
bloques
terrenos
dentro
voluminosos in
donde existen
de matrices
situ y en los
grandes bolos
plásticas, la
fragmentación esta gobernada
fundamentalmente por la geometria de la
voladura y en menor grado por las
propiedades del explosivo.
En estos casos se
con una relación
como pueden ser
pesado.
Rocas porosas.
aconsejan explosivos
"ET/EB" equilibrada,
el ALANFO y el ANFO
En este tipo de rocas
gran amortiguaci6n y
se produce
absorción de
una
la
"ET", realizándose prácticamente todo el
trabajo de rotura por la "EB". Además de
seleccionar los explosivos id6neos, que
serán aquéllos de baja densidad y
110
�---
velocidad de detonación como el ANFO, se
recomiendan las siguientes medidas para
retener los gases dentro de los taladros
el mayor tiempo posible:
- Controlar la longitud y material de
retacado.
- Dimensionar el burden correctamente.
- Reducir la presión del taladro,
mediante el desacoplamiento de las
cargas o adición de materiales
inertes.
1.4. VOLUMEN DE ROCA A VOLAR
Los volúmenes de movimiento de roca a realizar
y ritmos de trabajo marcan los consumos de
explosivo a efectuar dentro de las operaciones
rotura.
En los trabajos' de mayor envergadura las
qantidades de explosivo pueden llegar a
aconsejar su utilización a granel, ya que
posibilitan la carga mecanizada desde las
propias unidades de transporte, se reducen los
costos de mano de obra dedicada a dicha
operación y se aprovecha mejor el volumen de
roca perforado.
1.5. CONDICIONES ATMOSFERICAS
Las bajas temperaturas ambientales influyen
fuertemente en los explosivos que contienen NG,
ya que tienden a congelarse a temperaturas
inferiores a 8 °c. Para solventar este
problema se utilizan
Nitroglicol que hacen
congelación pase a -20°c.
sustancias
que el
como
punto
el
de
lll
Las al tas temperaturas ·· también dan lugar a
manejo del inconvenientes que hacen el
explosivo peligroso como es el caso de la
denominada exudación.
con el desarrollo de los hidrogeles, esos
riesgos han desaparecido prácticamente, aunque
con el fr io los encartuchados se hacen más
insensibles y se precisa una mayor energla de
iniciación. El ANFO tampoco se ve afectado por
las bajas temperaturas si el cebado es
eficiente, pero en ambientes calurosos es
preciso controlar
combustible liquido.
1.6. PRESENCIA DE AGUA
la evaporación del
cuando el ANFO se encuentra en un ambiente que
le aporta una humedad superior al 10% se
produce su alteración que impide la detonación
de la mezcla explosiva. Asi, cuando los
taladros contengan agua se procederá de las
siguientes formas:
Si la presencia de agua es pequeña, el ANFO
triturado se encartuchará dentro de fundas de
plástico, alcanzándose densidades próximas a
1,1 g/cm3. El cebado debera ser axial, pues
de lo contrario si uno de los cartuchos
resulta dañado y su carga alterada se
interrumpira la detonación dentro de la
columna.
si la cantidad de agua alojada es mayor y nos
es practicable el procedimiento anterior, se
puede efectuar el desague de los taladros con
una bomba e introducir a continuación una
112
vaina de plástico de.resistencia adecuada y
proceder a la carga de� ANFO a granel.
- Si la afluencia de agua a los taladros impide
el desague, se puede utilizar explosivos como
los hidrogeles y emulsiones a granel,
bombeándolos o vertiendolos, o explosivos
gelatinosos e hidrogeles encartuchados. En
este último caso la altura que alcanzaria el
agua se puede estimar con la .siguiente
expresión:
Donde:
Hf
Ho :
D
d
Altura final del agua.
Altura inicial del agua.
Diámetro del taladro.
Diámetro del cartucho de explosivo.
1.7. PROBLEMAS DE ENTORNO
Las principales perturbaciones que inciden
sobre el área próxima a las voladuras son las
vibraciones y onda aérea.
Desde el punto de vista del explosivo, aquellos
que presentan una elevada "ET" son los que dan
lugar a un mayor nivel de vibraciones. Asi, si
es factible, será mejor utilizar ANFO que
hidrogeles. El seccionado y secuenciado de
cargas se puede realizar también con explosivos
a granel y encartuchados aplicando diferentes
técnicas de iniciacón.
En cuanto a la onda aérea se recomienda que el
explosivo tenga una relación "ET/EB"
equilibrada y sobre todo que se controle el
diseño geométrico de la voladura.
113
1.8. HUMOS
Aunque muchos explosivos están preparados para
que tengan un equilibrio de oxigeno que
maximice la energia desarrollada y minimice los
gases tóxicos de detonación, es inevitable la
formación de humos nocivos con un cierto
contenido de gases nitrosos y co.
Los humos intervienen como criterio de elección
sólo en los trabajos subterráneos y es preciso
señalar que más que un problema propio del
explosivo suele ser un problema de
insuficiencia de ventilación de las labores.
La presencia de fundas de plástico, diámetros
de carga
ineficientes
inadecuados. o
pueden dar lugar
volumen de humos.
iniciaciones
a un elevado
Lps hidrogeles sensibles al detonador dan
generalmente gases con buenas caracteristicas,
mientras que con los hidrogeles a granel hay
que tomar ciertas precauciones,
con el ANFO que produce
concentración de gases nitrosos.
lo mismo que
una elevada
Los explosivos
buenos, pero no
contenido en NA.
gelatinosos son generalmente
asi las dinamitas con alto
1.9. CONDICIONES DE SEGURIDAD
Un punto de equilibrio, a veces no fácil de
lograr en un explosivo es
sensibilidad-seguridad. Los
el binomio
explosivos
gelatinosos tienen una alta sensibilida, pero
114
si en la pila de escombro queda por algún
motivo (taladro cortado)� restos de explosivo y
es necesario el empieo de maquinaria pesada,
tractores de orugas o excavadoras, puede
producirse la detonación con riesgo para el
personal de operación. Este problema se ha
resuelto con el empleo de los hidrogeles y
emulsiones que son insensibles a lo-s golpes,
fricciones y estímulos subsónicos, pero poseen
un grado de sensibilidad adecuada para la
iniciación.
1.10 ATMOSFERAS EXPLOSIVAS
Las excavaciones que se realizan con atmósferas
potencialmente inflamables con grisú o polvo,
tanto en minas de carbón como en otras
explotaciones metálicas e incluso de obra
pública, pueden dar lugar a grandes catástrofes
si se producen explosiones secundarias.
Por ello, en esos proyectos es preciso efectuar
un· estudio de la atmósfera y entorno próximo a
la voladura para tomar la decisión de utilizar
explosivos de seguridad y/o inhibidores en el
material de retacado.
1.11 PROBLEMAS DE SUMINISTRO
Por último, hay que tener en cuenta las
posibilidades reales de suministro en función
de la localización de los trabajos y puntos de
bastecimiento de los explosivos y accesorios.
Asimismo, si se
será necesario
almacenamiento
dispone de polvorines propios
considerar los tiempos de
y las variaciones de las
115
características explosivas de algunos de los productos.
1.12 SELECCION DE EXPLOSIVOS-TOQUEPALA
Considerando el precio del explosivo, el tipo de diámetro de carga que se usa en toquepala 2 7 9 mm. , el tipo de roca que generalmente es porosa, a excepción de las rocas conformadas por bloques (Dac�ta aglomerada, rocas con yeso), el explosivo recomendado es el ANFO.
En la selección del explosivo también se debe probar que la velocidad de detonación del explosivo debe ser igual o mayor que la velocidad sísmica, para romperla con facilidad.
La velocidad de detonación del ANFO es 4740
m/s. del m/s.
y las velocidades sismicas de las rocas tajo Toquepala varian entre 3300 y 4000
Cuando se apertura un nivel se tiene agua en los taladros, por lo tanto no se podra usar el ANFO en esta roca, en estos casos es
usar los Slurries recomedable propiedades de resistencia al agua alta densidad.
por sus y por su
En el caso de las rocas conformadas por bloques, donde la fragmentación esta gobernada fundamentalmente por la geometría de la voladura, se recomienda explosivos con una relación "ET/EB" equilibrada como puede ser el ANFO pesado. Si existe agua en estos taladros es recomendable el uso de hidrogeles, slurries .
116
2. SELECCION DE ACCESORIOS DE VOLADURA
2.1. INICIADORES.
El ANFO y el Slurrex, necesitan para su
detonación un cebo potente.
Si la potencia del cebo, diámetro, longitud y
peso no fuesen suficiente, entonces se produce
una zona de baja velocidad de detonaci6n entre
el cebo débil y un punto en la columna
exp10-siva principal donde la velocidad de
detonación se estabiliza ver figura Nro 3. 9;
Pero si tenemos un cebo potente, hace iniciar a
la columna explosiva con un fuerte impulso que
resulta una zóna corta pero de alta velocidad
( energia) , la cual luego d� una cierta
distancia, disminuye gradualmente
covertirse en una velocidad uniforme,
figura Nro 3.10.
hasta
ver
La longitud del cebo debe segurar la formación
de una onda estable y una presión horizontal en
el cebo.
Por lo tanto los criterios del gráfico No 3.10,
deben ser considerados para una voladura
eficiente.
Además para su selección debe tenerse en
cuenta: La seguridad en su manipuleo, densidad,
resistencia al agua, sensibilidad al cordón
detonante que habremos de seleccionar.
La eficiente iniciación
estudios realizados por
del ANFO, según
la Atlas Powder
Company, requieren un cebo con las siguientes
condiciones:
117
a. Alta presión de detonación.
El cebo debe desarrollar por lo menos 8 o
Kilobars de presión de detonación.
La presión de detonación se puede
determinar con la ayuda de la fórmula de
Brown.
Pd = 45xlo-7DexVd2/(l+0.8De)
Donde:
Pd
De
Vd
Presión de detonación� en kilobars.
Densidad inicial del explosivo, en
gr/ce.
Velocidad de detonación, en m/s.
En la mina Toquepala, se usa el boosters de
1 libra, que tiene las siguientes
caracteristicas:
- Diámetro = 3 pulgadas
- Altura = 2 1/2 pulgadas
- Velocidad de detonación minima = 6700
m/s.
- Densidad = 1.57 gr/ce.
- Sensibilidad al fulminante No 6 = sí
- Sensibilidad al cordón detonante = sí
Calculamos la "presión de detonación", para
este boosters, aplicando la fórmula de
Brown:
Pd = 45xlo-7x1.57(6700) 2 /(l+0.8x1.57)
Pd = 140 Kilobars.
Se cumple esta primera condición, ya que es
mayor que 80 Kilobars.
118
b. Diámetro del cebo.
El cebo debe llenar el diámetro del taladro
o en todo caso el diámetro del cebo
moldeado no debe ser menor que la raiz
cuadrada del diámetro del taladro, o sea:
Donde:
D(cebo): Diámetro del cebo, en pulgadas.
D(Taladro):Diámetro
pulgadas
del taladro, en
Como el diámetro del taladro es de 11
pulgadas, entonces el diámetro del cebo
debe ser mayor de 3 pulgadas.
c. Peso del cebo.
Pruebas experimentales con mezclas secas de
ANFO y ANFO aluminizado, confirmaron que se
requiere 40 gramos del cebo tipo HDP, para
su detonación total.
Según información recogida por Lothar
Buchts, nos dice " que el cebo debe
tener 100 gramos al peso de, cebo por cada
pulgada del tamaño del taladro " o sea:
100 grs xll pulg. /1 pulg. =1100 libras
En la práctica se utiliza un booster de 1
libra de peso, o sea 454 gramos.
Se puede concluir de los estudios
realizados por Atlas Powder Company, que el
cebo tiene sólo dos propiedades importantes
o criticas: Su presión de detonación y su
diámetro.
119
2.2. Cordón detonante.
2.2.1 Cordón detonante de ini.ciación
explosivos.
Son aquellos
generalizado
cordones de empleo
en la iniciación de
de
más
los
explosivos en voladura a cielo abierto.
Estos cordones tienen un contenido de
pentrita, donde a mayor gramo/metro, nos
indica más golpe energético.
La selección de estos cordones esta en
función a:
Según el diámetro del taladro, a menor
diámetro requerirá menor gramo/metro
de pentrita, ya que el cordón
detonante entra en combustión con el
ANFO en toda la columna explosiva
antes de llegar al booster.
Debido a esta iniciación lateral, la
velocidad de detonación del exposivo
disminuye.
Según el tipo de explosivo a detonar,
sabemos que una columna de slurrex en
el taladro, tiende a tensionar, por lo
que se debe escoger un cordón
detonante de alta resistencia a la
tracción.
También el cordón detonate no debe
detonar parcial o totalmente al
explosivo, cuando estan cargados en
los taladros.
120
\· \ \ \ \
ANFO
CE 80
\
·.. : ·:··.- ·:.· . ... ;. : .. ,,.
' roca , fragm. 1 1
1 1
- -- --
L: ___ -__ _
PISO
velocidad u·nifor meestabl�,--
121
O 2 4 6 )( 1000 v e l o e id a d d e d e to na e i ó n ( m / s)
FIG.No3,9 CEBAD·O DE ANFO INSUFICIENTE
\ ·:. ·:
\ . ·.. • ·.·
\ :· .
..\ .•. :· \
\ \
.
\ \ 1
ANFO
CEBO
roca f ragm. velocidad
uniforme est able
O 2 4 FIG.No 3,10 CEBAD O DEANFO CORRECTO
6 x1000
El cordón detonante debe tener un
golpe energético suficiente para
detonar el cebo seleccionado. Esto se
puede hacer comparando las velocidades
de detonación.
- Tipo de material y modo de cargar el
taco, ya que condiciones severas
requiriran un cordón detonante con
cubierta reforzada.
- El cordón debe tener una buena
continuidad de la pentrita dentro del
núcleo, además de una buena
impermeabilidad, ser seguro al uso y
trabajo.
Con estas consideraciones, se
recomendo para el tajo Toquepala el
uso de cordón detonante 10 PE de 12
gramos /metro de pentr ita, de 2 2 O Lbf
de resistencia a la tracción.
2.2.2. Cordón detonante de iniciación de
voladuras.
Conocido también como guía detonante
troncal,
contenido
estas
de
guías
pentrita
tienen menor
con 5 a 7
gramos/metro, cuya misión especial es de
iniciar los cordones de los taladros de
la tanda de voladura. Tal vez
selección no sea tan severa como en
caso anterior.
su
el
La selección de estas guías detonantes
se debe a:
- Debe tener buena resistencia al agua.
122
La resistencia i la tracción, debe ser
tal que pueda soportar el amarre de
las mallas.
- De buena continuidad
dentro del núcleo.
de pentrita
- Debe producir en lo posible una menor
onda aérea, reduciendo de esta manera
el ruido
Debe ser sensible al fulminante No 6.
Debe tener u�a trasmisión por contacto
al cordón detonante de la columna de
carga, según el tipo de amarre entre
ambos.
Para el tajo Toquepala se recomendo el
uso del cordón detonate sin refuerzo SP,
de 5 gramos /metro de pentrita y de 140
Lbf de resistencia a la tracción.
2.3. Retardo de cordón
En superficie es un accesorio que intercalado
en una línea de cordón detonante introduce un
desfase de tiempo en la trasmisión de la onda
de detonación entre taladros o filas de
taladros.
Están constituidos por un elemento de
microretardo con dos pequeñas cargas explosivas
adosadas a sus lados en una vaina metálica.
Los tiempos de retardo son siempre de
milisegundos y suelen oscilar entre 10 y 100
ms., dependiendo de la casa fabricante
Trabajan disminuyendo la velocidad de la onda
del cordón de entrada del orden de 6000 m/s., a
123
unos 2000 m/s, para luego volver a llevarla a
6000 m/s en el cordón de salida.
Los retardos proporcionan una mejor
fragmentación y menor proyección de materiales,
con menor intensidad de ruido y mínima
vibración.
Langerfors, propone que hay una relación lineal
entre el tiempo de retardo y el burden; que es
la siguiente:
Donde:
t
k
V
t = kxV
Es el tiempo de retardo, en ms.
Es una constante de 3 a 5 ms/m.
Es el burden, en metros.
La experiencia obtenida por Janield indica que
el valor de la constante de 5 ms/m, es válido
para burden grandes (5 a 8 m.).
Para el caso de la mina Toquepala, para un
burden de 5 metros, se tiene que el tiempo de
retardo es:
t = 5x5 = 25 ms.
Por lo que se recomienda los conectores o
retardos de 25 ms.
124
CAPITULO IV
PARAMETROS DE DISEÑO DE VOLADURA
A. INTRODUCCION.
Todas las fases de.minado son directamente afectados por
los resultados logrados por la voldura primaria, por lo
tanto es imperativo que su diseño sea, tal que
proporcione condiciones favorables para la ejecución
óptima de las fases siguientes y estas condiciones son:
- Buena fragmentación y esponjamiento de la pila.
Geometría ideal de la pila, altura y desplazamiento
óptimos.
- Piso del banco sin protuberancias
- La no presencia de bolos en la pila de material.
En el presente capitulo se consideran diferentes teorías
de voladur_a para el cálculo de los parámetros de
voladura.
Si el cálculo teórico de los diferentes . parámetros de
voladura son los adecuados a nuestro concepto, podremos
esperar una buena voladura, de lo contrario, se tendra
que ir ajustando parámetros en una serie de disparos
sucesivos hasta obtener el resultado deseado, lo que
comunmente se conoce "Ajuste por tanteo" procedimiento
que conjuga la técnica propia de voladura con la
experiencia del diseñador.
La planificación cuidadosa de una voladura requiere
considerar a todos los aspectos que puede influir en sus
resultados, condiciones tales como: De la roca, del
explosivo, de la carga.
125
B. ALTURA DE BANCO.
La rigidez del paralelepipedo de roca situado delante de
los barrenos tiene una gran influencia sobre los
resultados de la voladura. cuando la relaci6n, altura de
banco entre burden (H/B)=l, se obtendra una
fragmentación gruesa con problemas de sobreexcavación y
pie pronunciado. Con H/B=2, se aminoran estos efectos,
y mejoran cuando esta relación H/B está entre 2 y 3.
La altura de banco (H) en una .minería metálica
superficial es determinada por:
LA ALTURA DE EXCAVACION DE LAS PALAS.-
Si la altura de los bancos es superior que la máxima
altura de carguío, existirí·a. el riesgo que el material
suelto de la parte superior del banco podría caer_ y
dañar el equipo de carguío, y al operador, por otro
lado si la al tura del banco es mucho menor que la
altura máxima de carguío del cargador no habrá buena
producció11.
- EL NUMERO DE BANCOS.-
Cada banco exige vías o camino que han de ser
desplazados en los sucesivos cortes, y cada banco
necesita perforación y empleo de explosivos.
cuando menor es la altura del banco tanto mayor es el
número de desplazamientos del material, incrementando
asi el trabajo de perforación, voladura,.carguío, etc.
Con estas premisas, se debe procurar tener el mínimo
de bancos o niveles en los diseños de tajos abiertos,
esto se puede obtener si maximizamos la altura del
banco.
126
- CARACTERISTICAS FISICAS Y MECANICAS DEL MATERIAL.-
La buena estabilidad del talud nos permitirá maximizar
la al tura de banco, y asi minimizar el número de
bancos en el tajo abierto.
Las rocas existentes en el tajo Toquepala en su
mayoría presenta solidez, dureza y cohesión, y tienen
cierto grado de permeabilidad que facilita la
percolación de las aguas de lluvia, además no hay
estructuras geológicas importantes que presenten
orientaciones y buzamientos que pueden afectar la
estabilidad de las paredes del tajo.
La altura de banco se puede determinar de la siguiente
manera:
L=Ln\.Sx
Donde:
L = Altura del banco en metros.
Lm = Altura máxima de carguio. gX = Factor de expansión: x=l/2 para
x=l/3 para corte esquina,· la
muestra estos dos cortes.
Además:
S=Vi/Vf
Donde:
S = Factor de expansión.
Vi = Volumen de material en el banco.
Vf = Volumen de material roto.
corte
figura
cajón, y
N2 4. 1,
127
a) corte caJon
b) corte esquina
------··�--
FIG.L.,1 LA EXPANSION DEL MATERIAL DESPUES
DEL DISPARO Y ANTES DEL APILO NAMIENTO.
Este factor de expansión (S), es importante cuando se determina el equipo de carguio, y transporte, el cálculo de las dimensiones de los bancos, etc.
En la tabla No 4. 1, se muestra la densidad de diferentes rocas, factor de expansión. Para el caso de Toquepala consideramos como factor de expansión S=0,74, que corresponde al mineral de cobre. Además la altura máxima de corte para la pala eléctrica P&H, modelo 1800, es de 12,60 metros (ver figura No 4.2)
Aplicando la fórmula siguiente:
Para corte de esquina:
L=12,60(0,74)1/3=11,40 m.
- Para corte cajón:
L=l2,60(0,74)1/3=11,00 m.
Como una primera limitación de la altura de los bancos es la al tura de excavación de las palas. El valor
obtenido aceptado
en el cuando
cálculo se tiene
anterior, un buen
es generalmente apilonamiento del
material disparado, tal como se muestra en la figura No 4.3.
Las paredes del tajo Toquepala reunen las mejores condiciones de estabilidad, por lo tanto permiten minimizar el número de bancos, por otro lado como no se tiene un buen apilonamiento del material disparado, y además considerando la capacidad de producción deseada, y la distribución uniforme o errática de los
129
....__ ___ R d ---
,?I(. T
1----- R m -----1
L d : A l t u r a m á x i m a d e d es e a r g a = 8 ,1 O m . L m: Al t u r a m á x i m a d e e ar g u i' o = 1 2, 6 O m . L o : A l t üra o' p ti m a d e e a r g u í o = 7. 1 O m .
Ld
Re : R ad i o d e l i m pi a d o en el su e lo = 10, 6 O m . Rd:Radio máximo de descarga = 13, 80m.R m: Radio má x i m o de e a rg u Í o = 16, 5 O m.
FIG.4,2 E SPECIFICACIONES GENERALES DE TRABAJO DE UNA PALA PaH-1800
130
---'v"SFX =Y'---l
,:, ,. .,,,,.,,. : e : rt• :11•
--z------
Z =lSFx[L Cotgt+ 2Y(1-5Fx )] 2
131
FI G. 4, 3 LA E XPANSI ON DEL MATERIAL R O TO PARA UN DISPARO QUE DEJA UN BU EN APILONAMIEN_ TO.
valores del mineral, se 6pto que la altura de banco
sea de 15,00 m.
TABLA No 4.1: DENSIDAD, ANGULO DE REPOSO Y FACTOR DE
EXPANSION DE ALGUNOS MATERIALES.
Material
Carb6n
Mineral de
Bauxita
Roca de sal
Mineral de
cobre
Granito
Cuarcita
Hierro:
Hematita
Magnet:ita
Taconita
Caliza
Lutita
Dolomita
Pizarra
Arenisca
Basalto
Arcilla
Peso en banco
Tn/m3
1.30
l. 60-2. 56
2.31
2.25
2.79
2.55
2.90
3.26
5.04
2.61
1.60-2.79
2.91
2.89-2.94
l. 89-2. 49
3.02
l. 66
Tierra seca 1.66
Tierra húmeda 2.25
Casacajo seco 1.96
Arena seca 1.96
Promedio para rocas
Angulo
Grado
35-38
30-45
30-45
30-45
30-45
30-45
30-45
18
20-45
25-30
30-50
34
Factor
0.65
0.75
0.65
0.74
0.62
0.66
0.85
0.85
0.57
0.69
0.75
0.64
0.77
0.63
0.66
0.82
0.85
0.89
0.89
0.70
132
REFERENCIA: "Consideraciones técnicas en el diseño de
un tajo abierto". Jaime Tumia·lan.
C. DIAMETRO DEL TALADRO.-
El diámetro del taladro determina los parámetros básicos
en los trabajos de perforación y de voladura y el tipo
de equipo de perforación.
El diámetro de perforación idoneo depende de los
siguientes factores:
caracteristicas del macizo rocoso que se desea volar.
- Grado de fragmentación requerido.
- Altura de banco y configuración de las cargas.
- Economia del proceso de perforación y voladura
- Dimenciones del equipo de c�rga.
Cuando el diámetro de los barrenos "D" es pequeño, los
costos de perforación, cebado e iniciación serán altos,
y en las operaciones de carga, retacado y conexión se
invertirá mucho tiempo y mano de obra. Si "D" es muy
pequeño, 1�· ünica ventaja que se presenta es .la mejor
distribución del explosivo y por lo tanto un consumo
especifico de éste menor.
Cuando los diámetros son grandes, y por consiguiente lo
son los esquemas de perforación, la granulometria que se
obtendrá en las voladuras podrá llegar a ser inaceptable
133
si la familia de diaclasas y discontinuidades presentan
un espaciamiento amplio y conforman bloques "in si tu"
podemos citar las rocas dacita aglomerada y pebble
brecha en toquepala ver fig No 4.4.
En tales casos se recomienda que el espaciamiento entre
taladros sea menor que la separación media entre
fracturas.· También debe procederse de igual manera si
A)
8)
: ! , ; ;/"{ I:" , 1 , I I, /:
, , ,¡/ , I II O,,,1;¡1 I ¡ / / /
. ',,,,.,,,, ''/ '/ I / I i If / 1 / .
,f,,,/ 11 /1/1/1/1//
¡:q¡¡i¡11i: Bloque de roca in situ no atravesadaij,,,,1,ii:i por taladros.1111 1 1 111111
FIGURA No 4.4
134
el área a volar esta constituida por una matriz elasto
plástica que engloba bloques de roca sana que
dificilmente pueden . fragmentarse si no se intersectan
con taladros en una malla cerrada, podemos citar las
rocas; dacita p6rfiritica silicificada y brecha angular
con turmalina ambas cubiertas con yeso/anhidrita en
Toquepala.
El aumento de 11D" va acompañado de las siguientes
ventajas:
- Elevación de la velocidad de detonación de los
explosivos, por lo que se producirá la detonacióh en
un régimen más estable y menos afectado por las
condiciones externas.
Disminución del costo,
voladura.
global de perforación y
Posibilidad de mecanización de la carga de explosivo.
Mayor rendimiento de perforación (m3 volados/m.
perforado).
Aumento del rendimiento del equipo de carguio como
consecuencia de la reducción de zonas de baja
productividad.
Ver figura No 4.5.
Para el cálculo del diámetro de taladro, se tiene que
entre el valor del diámetro del taladro "D" y el tamaño
máximo admisible "C" del bloque de roca, existe una
relación directa.
D=K.C
Donde:
D = Diámetro de taladro, en mm.
K = Coeficiente de proporcionalidad.
135
K puede ser:
K = 0,1, para rocas dificilmente triturables.
K = 0,2, para rocas de trituración media. K = 0,3 , para rocas fácilmente triturables.
e = tamaño lineal máximo del bloque.
Según V. V Rzhevskii el tamaño lineal máximo e de los bloques es:
Para palas mecánicas y dragas:
C = 0,75(E) 1/ 3
Donde:
E = volumen del cucharon en m3
En el caso de toquepala, capacidad de cucharon 9 entonces:
la pala P&H 1800 tiene yardas cúbicas (6,8
C=0,75(6,8) 1/ 3
C=1,42 m.
Luego el diámetro del taladro para el tajo de Toquepala:
D=0,2x1420
D=284mm.=11 pulgadas.
D. PARAMETROS DE DISEÑO DE VOLADURA DE PRODUCCION.-1. Cálculo de los parámetros de diseño de la voladura
de rocas aplicando los estandares postulados porR.L.Ash.
1 3 6
pila de material ---- ,.,,-/
- --\
i; i: i ¡ 11 11 11 11 11 1, 1
11, 11 1 1
11 11 1: 11 11 1 I
\
\
\
\
\ \
____ ....-P i la d e m a te ria l
. i 1 1 1 1 1 i 1
- - -,
\ \ \ \ \ \
137
FIG. 4,'5 ZONAS DE BAJA PRODUCTIVIDAD
Para proceder a realizar los cálculos teóricos de
malla, factor de carga, es · importante considerar
ciertos "estandares".
Es de importancia vital el conocimiento de
determinar como los efectos de voladura pueden ser
controlados para adaptarlos a los requerimientos de
su operación. .Existen cinco estandares básicos
disponibles, sobre los cuales se eval&a la voladura,
siendo ellos radios o relaciones sin dimenciones.
Ellos pueden ser aplicados en voladura superficial
como en
resultados
voladura subterraneas, con iguales
eficientes. Dichos estandares son
definidos como sigue:
1.1. Radio de dimensión de carga (KB) .- La relación
de la distancia de carga en pies al diámetro
del explosivo en pulgadas es igual:
KB=12xB/De
138
La más importante dimensión en voladura es la
dimensión de carga. Hay dos reguirimientos.
necesarios para definirla propiamente, Para
cubrir todas las condiciones, la dimensión de
carga debe ser considerada como la distancia,
desde una carga, medida perpendicularmente a
la cara libre más cercana y en la dirección en
la cuál ocurrirá el desplazamiento. su valor
depende de una combinación de variables, en el
cuál se incluyen carateristicas de la roca, de
los explosivos usados, etc.
Cuando la roca ha sido fragmentada
completamente, pero ha habido un pequeño
desplazamiento, se puede asumir que se ha
aproximado al valor critico. Una guía
conveniente que puede ser usada para estimar
la dimensión de carga es el radio o relación
KB, la experiencia práctica muestra que cuando
el· KB=J0, el disparador puede esperar
resultados satisfactorios para condiciones de
campo promedio.
Los explosivos de baja densidad, como la
mezcla de nitrato de amonio con petróleo
(AN+FO), necesariamente requieren el uso de
relaciones KB mas bajas de (20 a 25); Mientras
que los explosivos densos, tales como
"Slurries" y "Gelatinas", permiten el uso de
KB aproximados a 40. El valor final debe ser
el resultado de ajustes también al grado de
fragmentación y desplazamiento deseados.
Para estimar el valor de KB deseado se debe
$�ber que las densidades de los explosivos
rara vez son mayores que 1, 60 o menores que
0,80 gr/ce. también; por otro lado la mayoría
de rocas que requieren voladura, raramente
exeden una densidad de 3 , 20 gr/ce., ni soh
menores 2,20 gr/ce. y tienen un valor común de
2,70 gr/ce. (165 lbs/pies3), asi luego de
considerar densidades, características de la
roca y_explosivos; se puede usar un KB=20 para
explosivos ligeros en roca densa; un KB=25
para explosivos ligeros en roca promedio;
KB=40 para explosivos densos en roca ligera,
deben tomarse en cuenta que la dimensión de
carga debe ser cuidadosamente seleccionado
para taladros de diámetros pequeños.
139
1. 2. Radio de la profundidad del taladro (Kff ) . -
Relación de la profundidad del taladro a la
carga, ambos medidos ·en pies, es dado por:
Como regla, un
perforado a una
taladro nunca debe ser
profundidad menor que la
dimensión de carga, si se quiere evitar sobre
�obre fracturamiento y formación de cráteres.
La localización del cebo y el radio Ktt, Fig.
No 4.6, tienen una influencia importante sobre
la profundidad minima requerida, ya que la
forma y dirección de la onda determina donde y
cual es la cara que será sometida a esfuerzos
primero. En la práctica, los taladros son
generalmente perforados desde 1,5 a 4,0 veces
la dimensión de carga y la voladura es hecha
frecuentemente con un valor promedio Ktt=2,60.
1.3. Radio de sobreperforación Es la
relación de sobreperforación a la carga, ambos
medidos en pies, es dado por.
La razón por el cual se realizan perforaciones
por debajo del nivel de piso, es asegurar que
toda la cara sea removida. Pisos desiguales
causados por talones, crean problemas para
voladuras posteriores, y recurrir a voladuras
secundarias que incrementan nuestros costos, y
asi problemas en el carguio, acarreo.
Para la mayoria de condiciones de voladura, la
sobreperforación nunca debe ser menor que 0,20
140
�
'Kv a: 2 Kv = I � t'l :"-�.)%-)>¾,�.»\�-0,�Q',?/\'I\\ �,.-\'\.!;)\\\� � ��
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CEBO, EN EL .F O NDO I= Frente de onda en la roc'a desde el cebo 2= Frente de onda desde una posic1o'n media
DF= Frente de la onda de detonacion
-��:Jll.,Y.!
1, ' 1
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Kv=
1/2
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/ --- '
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1
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1
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p ,I ' / '
.,, ' ------
FIG: 4, 6 FORMAS DE LAS ONDAS DE ESFUERZOS COMPRESIVOS EN ROCA MASIVA UNIFORME
1-' � 1-'
veces la dimensión de carga; un radio KJ=0,30
es preferido para bancos-masivos.
La cantidad de sobreperforación naturalmente
depende de las características estructurales y
de la densidad del banco, asi como también de
la dirección de los taladros; ya que taladros
horizontales no requieren sobreperforación y
taladros inclinados requieren menos sobre
perforación. Bajo ciertas condiciones los
taladros verticales; no necesitan tampoco
sobreperforación, por ejemplo, cuando se trata
de canteras que tienen una pronunciada
separación en el nivel del piso, sin embargo
para perforación de rocas relativamente
masivas, por lo meqos 0,30 veces la dimensión
de carga debe ser perforada debajo del piso
para asegurar que toda la altura del banco sea
removida, teniendo en cuenta, por su puesto,
que se esta usando un valor apropiado de KH.
1. 4. Radio de atacado (KT) • - Es la relación de
atacado o distancia del cuello a la distancia
de carga, ambos en pies, o sea:
El atacado se refiere al relleno de los
taladros en la región del cuello con
materiales tales como taco de arcilla,
detritus proveniente de la perforación u otros
para confinar los gases explosivos. Pero el
atacado ó ·región de cuello, última porción del
taladro que permanece sin cargar, cumple otras
funciones además de confinar gases. Dado que
una onda de energ1a viajará mas rápido en roca
142
sólida que en el material menos denso de
atacado, la
desarrollará
acción de los esfuerzos, se
más rápidamente en el material
sólido antes que se pueda lograr la
compactación del material de atacado. La
cantidad de cuello (T), que es dejada usando o
no atacado, determina el grado de balance de
esfuerzos en aquella región; El uso de
material de atacado, entonces ayuda a la
confinación de gases por \1-na acción de retraso
que debe ser bastante grande en tiempo de
duración para permitir la realización del
trabajo necesario, antes de que.el movimiento
de la roca y la eyección del material atacado
puedan ocurrir. Para un balance de esfuerzos
en la voladura de bancos de materiales
masivos, el valor de de "T" debe ser igual a
la dimensión de carga "B" .
Generalmente un valor de KT menor que 1 en
roca sólida, causará formación de cráteres,
con posible violencia, particularmente para
taladros en la región del cuello, la
reflección y refracción de las ondas de
energ1a reduciran los efectos en la dirección
de la longitud de carga, asi el valor KT puede
ser reducido bajo tales circunstacias; la
cantidad depende del grado de reducción de la
energ1a en las interfases estructurales.
La experiencia de campo muestra que un KT=0,70
es una aproximación razonable para el control
del aire de voladura y balances de esfuerzos
en la región del cuello. Los valores limites
según experiencia para.KT serán 0,70 - 1,30.
143
1. 5. Radio de espaciamiento (Ks) . - Es la relación
de _la dimensión de espaciamiento a la de
carga, ambos en pies,. o sea:
Ks=S/B
Generalmente se realizan la voladura de
multiples taladros siendo necesario tener en
cuenta, conocer, si hay algunos efectos mutuos
entre las cargas, o no. si cargas adyacentes
son iniciadas separadamente (en secuencia) con
intervalos de retraso de suficiente longitud,
para permitir que cada carga complete su
acción entera de voladura, entonces no habrá
intersección entre sus ondas de energía.
Sin embargo si el intervalo de tiempo para
iniciar las cargas adyacentes es reducido,
efectos complejos se presentaran, podría
ocurrir reforzamientos o cancelación de
fuerzas, dependiendo de la magnitud de las
fuerzas y direcciones en sus puntos de
interferencia. Para cargas iniciadas
simultaneamente o de extremadamente cortos de
intervalos de retraso, la acción de
reforzamiento incrementará con grandes ángulos
de colisión de fuerzas.
Esta acción promueve
vibración del terreno.
grandes efectos
Sin embargo,
describio anteriormente, los niveles
de
se
de
energía de esfuerzos en la roca son reducidos
por el efecto abanico, conforme la distancia
desde la fuente de energía aumente la mutua
acción de reforzamiento entonces tiende a
minimizar la reducción de energía a causa de
la reducción del efecto de abanico permitiendo
144
asi mas grandes espaciamientos entre taladros
iniciados simultáneamente que en taladros
iniciados con retardos.
La manera en que la zóna de roca comprendida
entre taladros es rota, depende entonces, no
solo del sistema particular de iniciación
usado, si no también de la dimensión de
espaciamiento. El balance ideal de energia
entre las cargas es generalmente perfecto
cuando la dimensión de espaciamiento es igual
al doble de la dimensión de carga (Ks=2),
cuando las
simultáneamente.
cargas son iniciadas
Para grandes intervalos de
retardo el. espaciamiento deberia ser
aproximadamente igual a la dimensión de carga,
o sea Ks=l. Para cortos periodos de retardo,
el valor Ks deberia variar desde 1 a 2,
dependiendo del intervalo usado. Sin embargo,
desde que planos estructurales de debilidad,
tales como diaclasas, no son realmente
perpendiculares a otro, el valor exacto para
Ks normalmente variará desde 1,2-1,a; el valor
preferido debe ser adoptado a las condiciones
locales.
145
La mayoría de las dificultades resultantes en
voladuras, pueden ser atribuidas al uso
inapropiado de la relación Ks. se tiene que
cuando la fracturación empieza por iniciación
simultánea, espaciamientos grandes (Ks mayor
que 2) siempre nos conduciran a la formación
de" cratering" horizontal, la acción siempre
deja protuberancias en el nivel del piso entre
taladros. Espaciamientos demasiado cerrados,
por otr.o lado, causan prematuras acciones de
corte entre taladros. Esta condición produce
roca finamente rota entre taladros, con tal de
que reaccionen todos ·1os explosivos, pero con
cantos rodados o lajas formados en la zona de
la dimensión de carga.
Puede generalmente asumirse que la uniformidad
de tamaño, es un resultado directo del radio
K5. Si en el encendido de un taladro simple,
la roca es satisfactoriamente fragmentada y
limpiamente removida, sin desplazamiento
exesi vo, puede asumirse que la dimensión de
carga satisfactoria. Demasiado a menudo, los
voladores reducen la dimensión de carga antes
que aumentar el espaciamiento, en su deseo de
eliminar cantos rodados y uniformizar la
fragmentación de la roca.
Los principios básicos para la selección del
espaciamiento
múltiples de
táladros sean
se aplican a todas las cargas
todos los voladura,
perforados
mientras
paralelos y en la
misma dirección relativa a otro. La figura
Nro 4. 7, ilustra los trazos básicos para la
mayoria de condiciones de campo y pueden ser
enumeradas como sigue:
a. Para secuencia de retardos en la misma
fila, el Ks deberia ser cercano a l.
b Para iniciación simul táneade taladros en
la misma fila, el Ks preferido deberia ser
cercano a 2.
c. Para secuencia de distribución del
encendido en la misma fila e iniciación
146
147
r:=;·,-i -.....---------------..----------.------
iHIC:i.l�.c,ot-J COl'•,J F:i::T.il.F:[)()!:i Ei\l UNA r,.,,1::iM,A. FIU\
T banco 1 1 ·-·--··-·, ·---.. -·-, B �l
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simultánea lateral entre taladros de filas
adyacentes, la voladura entera debe ser
perforada en un arreglo cuadrado en orden,
para evitar imbalance de esfuerzos.
d. Trazos de
preferidos
perforación
entre filas
escalonada
dentro de
son
las
cuales todas las cargas son iniciadas
simultáneamente.
Debe ser notado que la verdadera dimensión de
carga puede ser diferente, según que se
considere para condición . de voladura, .si se
tiene en cuenta que debe ser medido en la
dirección donde ocurrirá el desplazamiento.
En la figura Nro 4.7, se puede ver que el Ks
preferido nunca cambia, prescindiendo de
condiciones; con un Ks igual a 1 para
secuencias de encendido con retardo, e igual a
2 para trazos de iniciación simultánea. A
causa que el movimiento es alrededor
con la cara libre para la secuencia de
cuando taladros de filas adyacentes
de 45°
tiempo,
medidos
lateralmente son iniciados al mismo tiempo, su
verdadera dimensión de carga debe ser
considerada como medida lateralmente, desde
que el movimiento es perpendicular a esa
dirección. Asi, para diferentes trazos de
perforación,
área real
usando el mismo valor de Ks, el
(o volumen) de roca disparada
debería de cambiar.
1.6. Cálculo de
voladura.
BURDEN (B).
los parámetros de diseño de
148
Donde:
B = Expresado en pies.
KB = Varia entre los valores de 20 a
40;depende de la clase de roca y del
tipo de explosivo empleado. Los valores
de KB se pueden observar en la tabla
Nro 4 .-1.
D = Diámetro del explosivo expresado en
pulgadas.
ESPACIAMIENTO (S)
S=KgxB
Donde:
Ks = Para roca suave = 1.35
Para roca media = 1.20
Para roca dura = 1.15
SOBREPERFORACION (J).
Donde:
KJ = Para roca suave = 1.00
Para roca media = 0.90
Para roca dura = o.so
TACO (T).
Donde:
149
KT = Para roca suave - 1.00 Para roca media = 0.90
Para roca dura = o.so
ALTURA DE PERFORACION (H).
H=KaxB
Donde:
Ka = 2.6 (Hpromedio)
1·5 (Hmínima> 4.o (Hmáxima>
Para una longitud de 15m., que es la altura de
banco (L) en el tajo Toquepala, debe cumplir para obtener una voladura satisfactoria:
(a). H>B (b). H estar entre los valores Hminima Y Hmáxima
LONGITUD DE CARGA (PC).
PC=H-T=L+J-T (m)
DENSIDAD DE CARGA (de).
de=7.84xlo-2x(De)2 xsG (Kg/m) De=Diámetro de carga en cm. SG=Gravedad específica del explosivo en gr/ce
CARGA TOTAL DE EXPLOSIVO (E). E=PCxde (Kg) VOLUMEN ROTO (V). V=BXSXL
FACTOR DE CARGA (Fe). Fc=E/V
(m3)
(Kg/m3)
150
SEGUN R.l.ASH
lRSWWE IDIAMETRO 11 !·ALTURA DE BANCO 15
1 GRAV.ESPEC.DEL EXPLOSIVO o.es
iKs 1.3
IKi 0.3
!Kt 1.0
VALOR DEKb TIPO OE EXPLOSIVO
DENSIDAD BAJA <0.8,0.9> gicc y potencia baja DENSIDAD MEDIA <1. O, 1.2> 9r'cc y potencia media DENSIDAD AL TA <1.3, 1.6:> g!oc y potencia alta
ROCAS SUAVES Di-Arg. Px-Ar�. Dp-Arg. Lor.;:¡it .. d de ca.raaloc) Densidad � car[f.i(de) Carqa total del ANFO(E) Volumen roto(V) Factor de caraa (fe)
ROCAS MEDIAS l[)a
IQq-si1 Bx-sii Px-sil Dp-sil Bx-Arg Bx-sil-turm Lon�itud de caraaíoc) Densidad de carna{de) Carqa total del ANFO(E) Volumen roto(\I) Factor de cama (fe)
ROCAS DURAS Op-síl-y/a Bx-sil-turm-y/a Longitud de caroa{pc) Densidad de cama(de) Cana total del ANFO(E) Volumen roto(V) Factor de carqa (Ce)
BURDEl"l ESPACIAMIENTO 8.38 10.90 8.38 10.90 8.38 10.90
a 1-> J., .....
1 52.M1 475.30
1369.90 0.35
BUROEl".I ESPACIAMIENTC 6.98 f:3.°38 6.98 8.38 6.98 8.38 6.98 8.38 6.98 8.38 6.98 8.38 6.98 8.38
10.81 52.04
562.54 878.14
0.64
SURDEN ESPACIAMIENTO 5.02 5.77 5.02 5.77
12.99 41.94
544.97 434.06
1.26
151
R.MEO:� R.DUnA11 9.875 pul;¡. 15 15 m
o.es 0.85 gr/ce 1.2 1.;iS 0.3 0.4
0.9 1 o.e
CL�SE DE ROCA SUAVE MEDIA DURA!
30 25 20
35 30 25 40 35 1 30
S.PERF. TACO 2.51 8.38 2.51 8.38 2.51 8.38
m
kAfm k� m3
kQfm3
S .. PERF. TACO 2.10 6.29 2.10 6.29 2.10 6.29 2.10 5.29 2.10 6.29 2.10 6.29 2.10 6.29
m kwm k� m3 kg/m3
S.PERF. TACO 1 2.01 4'.01 !2.01 4.01 1
m kg/m kQ
m3 kglm3
2. METODO DE COMPARACION DE ENERGIAS RELATIVAS.
La energia relativa se expresa como:
RE=ax(SG)x(Vd)2=mx(Vd)2 ••••••••••• (1)
Donde;
a = factor de conversión que proviene de convertir
Vd =
· la masa "m", en gravedad especifica SG, o sea
SG=l/m.;
Velocidad de
del efecto
propagación
reacción del explosivo a causa
abanico esférico, durante la
de la energía a través de
materiales homogéne9s e isotrópicos, se usa la
ley de la raiz cúbica, esto implica que los Kb
variarán en proporción directa a la raiz
cúbica de las energías relativas de los
explosivos· o sea:
Kb2/Kbl=(RE2/RE1) l/3 •••••.•.••.••• (2)
Como los radios directos variarán inversamente con
la densidad de la roca o material (dr) a disparar
según la "Ley de la similitud"(ref. Langerfors):
Kb2/Kbl=(drl/dr2)1/3
Correlacionando simultáneamente los parámetros de
las rocas y explosivos en el diseño de tandas de
voladura, de las ecuaciones (1), (2) y (3) se tiene
la siguiente fómula combinada.
Kb2=Kblx(drl/dr2)1 13x(SG2xVd2/(SGlxVd2)) 1/3
Para el cálculo del burden (B) se tiene:
152
B2 =Kb2 xDe/12
B2=Kb1(dr1/dr2 )1/3(SG2 xVd22/(SG1xVd12 ))1/3xDe/12
Condiciones estandar:
Se considera como explosivo estandar a la dinamita
de 40-60%.
Vd1 =
SGl =
drl =
Kbl =
12 000 pies/s (Velocidad de detonación de la
dinamita)
l. 30 gr/ce
dinamita).
(Gravedad especifica de . la
160 lbs/pie3 (densidad de la roca estandar).
30 (relación de carga promedio).
Juntam�nte con la condición de campo; roca y
explosivo, se procedera al diseño de voladura para
cada una de las rocas de la mina Toquepala.
Se consideran los ratios de R.L.Ash para el cálculo
de los parámetros geométricos de diseño de voladura.
153
SEGUN METODO DE COMPARACION DE LAS ENERGIAS RELATl�'s
R.SUA\.'E R.MEOIA IR.DURA
1 DIAMETRO 11 . 11 9.875 pulg.
AL TURA DE BANCO 15 15 15 m
Ks 1.3 1.2 1.15 Kj 0.3 0.3 0.3 Kt 1.0 0.9 0.8
o:::>NDICJONES STANDART
DENSIDAD DE LA ROCA (dr1) --------------: 160 Lblpie3 VELOC.-DETONACION DE LA DINAMITA(Ve1) .. : 12000 pi�s/s. GRAVEDAD ESPECIFICA DE LA DINAMITA (SG1): 1.3 g/cm3
RELACION DE CARGA PROMEDIO (Kb1 ) ....•... : 30
o:::>NDICJONES DE CAMA:>
VELOC.-DETONACION DE LA ANFO (Ve2) .. : 1 15564 pies/s. GRAVEDAD ESPECIACA DE LA ANFO (S62): 1 0.85 g!cm3 AL TURA DE BANCO---'-------------------: i 15 m DIAMETRO DEL EXPLOSIVO (A.SUAVE Y UEDIA): 1 11 pulg. OIAMETRO DEL EXPLOSIVO (R.DURA}: 1 9.875 ¡pulg.
TIPO OE IDEr-.!SJDAD Kb2 1 BU:EN ESPAC. 1 S.PERF. TACO cr IF.P. . ·"'·
ROCA I DE ROCA m 1 m m Kg!m3 !Kg.ffn
SUAVES . .
Di-Arg. 160.44 30.!M 8.64 11.24 2.59 8.64 0.32 0.12 Px-Arg. 159.81 30.98 8.66 11.25 2.60 8.66 0.32 0.12 Dp-Arg. 144.21 32.06 8.96 11.64 2.69 8.96 0.29 0.13
MEDIAS Da 156.69 31.18 8.71 10.45 2.61 7.84 0.37 0.15 Qq-sil 164.81 30.66 8.57 10.28 2.57 7.71 0.39 0.15 Bx-sii 167.30 30.51 8.52 10.23 2.56 7.67 0.39 0.15 Px-sil 163.55 30.74 B.59 10.31 2.58 7.73 0.39 0.15 Dp-sil 160.44 30.94 8.64 10.37 2.59 7.78 0.38 0.15 Bx-Arg 170.42 30.32 8.47 10.17 2.54 7.62 0.40 0.15 Bx-sil-tum 167.30 30.51 8.52 10.23 2.56 7.67 0.39 0.15
DURAS 1 Op-sil-y/a 171.0S 30.29 -7.60 8.74 2.28 1 6.08 0.47 1 0.17 Bx-sil-tuml 166.68 30.55 7.66 8.B1 2.30 6.13 1 0.46 0.17
3. DISEÑO DE VOLADURA SEGUN PEARSE.
Pearse propone una fórmula para el burden basando en
las caracteristicas fisicas de las rocas y tipo de
explosivo.
B=Kvxio-3xoex(PD/RT)1/2
B=Burden o piedra máxima (m)
Kv=Constante que depende de las carateristicas de
las rocas (0.7 a 1.0).
De=Diámetro del explosivo (mm)
PD=Presión de detonación ,del explosivo (Kg/cm2).
RT=Resistencia a la tracción de la roca (Kg/cm2).
La constante Kv se puede determinar a partir del
indice de calidad de la roca (RQD).
Guillermo v. Borquez, determina la costante Kv; que
lo llama factor de volabilidad, este valor fue
. fijado en una relación empirica con el indice de
calidad de roca (RQD), modificada por la resistencia
de las fracturas. (cuando el junturamiento es más
largo que 10 cm., en el testigo). La resistencia de
las fracturas esta determinada por el relleno de
junturamiento y el grado de alteración observado en
el testigo. Los factores de correción para estimar
la resistencia de las fracturas en los testigos se
muestra en la siguiente tabla:
155
FACTORES DE CORRECION PARA ESTIMAR LA RESISTENCIA DE
LAS FRACTURAS.
y Estimación de calidad Factor de corrección
(JSF) a el (RQD)
Fuerte
Medio
Débil
Muy débil
1.00
0.90
0.80
0.70
Referencia: E/MJ Enero 1981.
Por lo que:
Donde:
ERQD =
RQD =
ERQD=RQDxFactor de correción ( JSF) -
Designación dé equivalencia de la calidad
de la roca.
Indice de la calidad de la roca.
Entonces según Borquez Kv se puede determinar de la
siguiente manera:
Kv=1.96-0.27xLn(ERQD)
El cálculo de factor de carga, factor de potencia,
Espaciamiento, Taco, tiene el mismo procedimiento
que el de R L. Ash •
156
PEARSE
A.SUAVE
DIAMETRO - EXPLOSIVO 279.40 AL TURA DE BANCO i5.00 GRA\r'EOAO ESPEC;FSCA o.as·PRS!ON DE OETONAC!ON 48764.00
Ks 1.40 . Kj 0.30
Kt 1.00 JSF 0.80
Dnl"A n. RQD DT l'l'-J'6 ... LII ...
SUAVES Trilm3 O.AJ KJ
4. DISEÑO DE VOLADURA SEGUN LOPEZ JIMENO.Modificó la fórmula de R.L Ash, y respecto al métodode relaciones de energía� considero las velocidadessísmicas de las rocas, la fórmula es como sigue:
B=Kjx10-3xDeDonde:B =Piedra en metros.De=Diámetro de la carga en mm.Kj=FxKb
F =frxfefr=(2.7x3500/(drxVC))1/3
fe= (SGxVD2 / (1. 3x366o2 )) 1/3
Kb=3 O ( constante promedio depende, de la clase deroca y del tipo de explosivo)dr=Densidad de la roca en Tn/m3.VC=Velocidad sísmica de propagación del macizorocoso.SG=Densidad de la carga de explosivo en gr/cm3.VD=Velq?idad de detonación del explosivo en m/s.
La fórmula es válida para diámetros superiores a 165 mm. Para diámetros más pequeños el valor de lapiedra se afectará de un coeficiente reductor de0,9. En el caso particular de la mina Toquepala losdiámetros de taladros son superiores a 165 mm
El cálculo de factor de carga, factor de potencia, Espaciamiento, Taco, tiene el mismo procedimiento que el de R L. Ash.
158
LOPEZ-JIMENO
R SUAVE D uco•A Iº D' 'ºA a .. IIIIIL- 1 1 l. t...11 •
DIAMETRCl �79.4 279.4 1 250.82 ALT.BCO. 15 15 i 15 G.ESPEC. o.as o.es¡ 0.85 V.OETON. 4745 4745 1 4745
KS 1.4 1.25 1 1.15 KJ 0:3 0.3 1 0.3 i\"'T 1 1 ¡ 1
!ROCAS Dr 1 ve Kj TF11m3 1 mis
SUAVES 1 Di-ArQ. 2.57 3500 31.82 Px-Arg. 2.56 3500 ¡ 31.86 Dp-Arg. 2.31 3500 32.97
Bx-ArQ. 2.73 3500 ! 31.19 1
MEDiAS ¡.
Da 2.51 4000 30.68 Qq-sil 2.64. , • . 4000 30.i6Bx-sil 2.68 4000 30.01 Px-sif 2.62 4000 30.24 Dp-síl 2.57 4000 1 30.44 Bx-sil-turnl 2.68 4000 1 30.01
DURAS Op-sil-y!a 2.74 5000 27.66 Bx-sl-t-y/¡; 2.67 5000 27.90
UNHJAD
mm
m gricm3
mis
BUROEN j ESPAC. SºCRC !... ,_ .. .. ,m 1 m m 1
1
8.89 j 12.45 2.67 1i.SO ! 12.46 2.67 9.21 12 .. 90 2.75 8.71 1 12.20 2.61
8.57 10.71 2.57 8.43 10.53 1 2.53 8.39 10.48 2.52 IVl5 10.55 2.53 8.50 10.63 2.55 8.39 1 10.48' 2.52 i
6.94 7.98 2.08 7.00 8.05 2.10
159
TACO j Fe j Fp
m 1 Kwm3 I Kg.ltn 1
8.89 0.28 i 0.11 8.90 0.27 ¡ 0.11 9.21 0.25 0.11 8.71 1 0.29 ! 0.11
i
8.57 0.34 0.14 8.43 0.36 1 0.13 8.33 0.36 0.13 8.45 0.35 n1?
v.,..,
8.50 0.35 0.14 8.39 0.36 1 0.13
6.94 0.51 0.19 7.00 O.SO 0.19
1 1
5, DISEÑO DE VOLADURA SEGUN KONYA.-
B=3.1 5xDex(SG/dr)1/3
Donde:
B = Piedra en metros.
De = Diámetro de carga en mm.
SG = Densidad del explosivo en gr/cm3.
dr = Densidad de la roca en Tn/m3.
El espaciamiento se determina a partir de las
siguientes expresiones.
a. Espaciamiento (S).
al. Taladros de una fila instantáneos.(roca
suave).
H<4B S=(H+2B)/3
H>4B S=2B
a2 .,-. Taladros de una fila secuenciados. (roca
media y dura) .
H<4B
H>4B
b. Sobreperforaci6n (J).
J=O. 3B
c. Retacado (T).
T=l.OB
T=O. 7B
S=(H+7B)/8
S=l.4B
(Roca masiva)
(Roca estratificada)
El cálculo de factor de carga y factor de potencia
tiene el mismo procedimiento que el de R.L. Ash .
160
161
KONYA
R.SUAVE R.MEDIA R.OURA UNIDAD. 1 DIAMETRO DEL EXPLOSIVO 279.4 279.4 250.82 mm 1 AL TURA DE BANCO 15 15 15 m 1 GRAV.ESPEC.DEL EXPLOSl\l
ª
O 0.85 0.85 0.85 ¡gicm3 1 Kj 0.3 n"1 ..,_.., 0.3 l Kt .. 1 1 1 .
ROCA Dr SURDEN ESPAC. S.DRILL TACO Fe Fp
SUAVES Tn/m3 m m m 1 m Kwm3 Kqlton Di-Arg. 2.57 7.30 9.87 2.19 1 7.30 0.48 0.19 Px-Arg. 2.56 7.31 9.88 2.19 ! 7.3í 0.47 0.19 1 Dp-Arg. 2.31 7.57 10 . .05 2.27 7.57 0.44 0.19 Bx-Ar(! 1 2.73 7.16 1 "J.77 ! 2.15 7.16 0.50 0.18
MEDiAS
n- 2..51 7.35 DD-t 2.21 7.35 0.47 0.19 IUQ .1-.1.
Qq-sil 2.64 7.24 �t83 2.17 7.24 0.48 0.18 Bx-sil 2.68 7.20 9.80 2.16 7.20 0.49 0.18 Px-sil 2.62 7.26 9.84 2.18 i 7.26 ! 0.48 0.18 Dp-sil
. - .
2.57 7.30 9.87 2.19 7.30 0.48 0.19 Bx-sil-turm 2.68 7.20 9.80 2.16 ! 7.20 0.49 0.18
DURAS l ¡Op-sil-y/a. 2.74 6.42 7.49 1.93 6.42 0.61 0.22 Bx-sil-turm-y/a 2.67 6.47 7.54 1.94 6.47 0.60 0.22
6. DISEÑO DE VOLADURA SEGUN KONYA Y WALTER.
B=1.2x10-2xDex(2xSG/dr+l.5)
Donde:
B
De
dr
SG
=
=
=
=
Piedra en metros.
Diámetro de carga en mm.
Densidad de roca.
Densidad del explosivo.
Otras variables de diseño determinadas a partir de
la Piedra son:
a. Espaciamiento (S).
al. Taladros de una fila instantáneo
H<4B
H>4B
S=(H+2B)/3
S=2B
a2. Taladros de una fila secuenciados.
H<4B
H>4B
S=(H+7B)/8
S=l.4B
b. Sobreperforación (J).
J=O. 3B
c. Retacado (T).
T=O. 7B
El procedimiento para el cálculo del factor de carga
(Fe) y del factor de potencia (Fp), es el mismo que
el de R.L.Ash •
162
163
WALTERY KONYA
A.SUAVE R.P.'IEOIA P...DURA UNIDAD.
DIAMETRO DEL EXPLOSIVO 279.4 279.4 250.82 mm AL TURA DE BANCO 15 15 15 m GRAV.ESFEC.OEL EXPLOSIVO O.BS 0.85 0.85 g/cm3
Kj 0.3 0.3 0.3
Kt 1 .. 1 •
ROCA Dr BURDEN ESPAC. S.PERF. TACO Fe Fp
SUAVES Tr>Jm3 m m 1 m m 1 K9fm3 K�lton
Di-Arg. 2.57 7.25 9.83 ! 2.17 7.25 0.48 0.19
Px-Arg. 2.56 7.26 9.�4 l 2.18 7.26 0.48 0.i.9
Dp-AJ'!i. 2.31 7Cn 10.00 "> ">C 7.50 0.45 0.20 • -'-'V ,,_,,_., Bx-Arg 2.73 7.12 9.74 2.14 7.12 0.50 0.18
iiiEDiAS ·' 1 Da 2.51 7.30 9.87 2.19 7.30 0.48 0.19 Qq-sil 2.64 7.19 9.79 2.16 7.19 0.49 0.19 Bx-sil 2.68 7.16 9.77 2.15 7.16 o.so 0.1
°
8
Px-síl 2.62 7.20 9.80 2.16 7.20 0.49 0.19 Dp-sil 2.57 7.25 9.83 2.17 7.25 0.48 0.19 Bx-sil-turm 2.68 7.16 9.77 2.15 7.16 o.so 0.19
DURAS Dp-sil-y/a 2.74 6.38 7.46 1.91 6.38 0.62 0.23 Bx-sil-turm-y/a 2.67 6.43 7.50 1 1.93 6.43 0.61 0.23
164
ROCA SUAVE
lMETODO BURDEN C:CC>Ar' e cc:oc: TACO FACTOR DE CARGA ._._,, M\J. ,._,_ 1 &.,..IU .
me1ros metros metros me!ms IK�!m3 Lb/m3 R.L.ASH 8,38 10,90 2,51 8,38 10,35 0,77 PEARSE 7,29 10.20 2.18 7,29 O,,ll9 1,07 E.RELAT. 8.75 11.37 2.52 8,75 0,31 0,68 KONYA 7,33 9,89 2,20 7,33 0,47 11 0::1 • 1 - -
WyK 7,28 9,85 2,18 7,28 0,48 (1,05 1 LOPEZ-J. 8,9� 12,50 2,67 8,92 0,27 0,59 1
ROCA MEDIA
METODO BURDEN ESPAC., S. PERF. TACO FACTOR DE CARGA me1ros metros me1ros metros. K�/m3 ILb/m3
R.l.ASH 6.98 8,38 2,10 . 6,29 0,64 11.41 PEARSE 4,99 6,23 1,49 4,99 1,51 13,32 E.RELAT. 8,57 10,29 2,57 7,71 0,39 10,ss KONYA 7 ?I:. q R4 2,18 7,26 0,48 11,06 . ,-- - ' - .
WyK 7,21 9,80 2,16 7,21 0,,ll9 j1,08 LOPEZ-J. 8,45 10,56 2,54 B,liS 0,35 ¡o,,,
ROCA DURA
METODO SURDEN ESPAC. e C>C:OC: TACO FACTOR DE CARGA ,._,_ 1 ._. U ,.
. - .metros metros metros metros Kg!m3 Lb!m3
R.L.ASH 5,02 5,77 2,01 4,01 -1,26 2,77 PEARSE 4,04 4,65 1,62 4,04 1,89 4,16 E.RELAT. 7,63 8,77 ,, ')Q 6,10 0,46 1,01 41LJ
KONYA 6,4LI 7,51 1,93 6,44 0,60 1,32 1
WyK 6,40 7,,ll8 1,92 6,'10 0,61 1,34 1
LO?EZ-J. 6,97 8,00 2,10 6,97 0,50 1, 1 O
CUADRO DE RESUMEN DE PARAMETROS TEORICOS DE VOLADURA
E. DISEÑO DE VOLADURA Y SU CONTROL EN LIMITES FINALES DEL
PIT.
l. INTRODUCCION.
En todo trabajo de voladura es importante considerar
las infraestructuras cercanas existentes a su
alrededor, y en el posible daño que podamos
ocacionar en ellas debido a la voladura. En el caso
particular de trabajos de explotación de una mina a
cielo abierto y en .especial
llegan al limite final, es de
estabilidad de sus taludes,
en los niveles que
suma importancia la
pues garantiza el
eficiente minado de los bancos inferiores, como
brindar buenas condiciones para los servicios
auxiliares (infraestructuras; rampas de acceso,
subestaciones eléctricas, grifos, sistema de
drenaje, etc). La inestabilidad de dichos taludes
puede producir cambios drásticos en el diseño óptimo
del tajo que afectarán directamente la producción o
en el incremento del striping, si no lo mas delicado
como es la disminución de Reservas minerales.
Con estas premisas, es necesario desarrollar
técnicas de Voladura controlada cuantificandose en
ellas el concepto de daño en la roca el mismo que
comprende además el backbreak visible, el grado de
vibración que lle,ga hasta la pared que se desea
conservar.
Basándonos en el criterio de Velocidad pico de
particula y considerando los aspectos geológicos asi
como de las continuas evaluaciones y observaciones
de campo, se cálcula la cantidad de carga explosiva
a detonar por retardo dentro de la malla adoptada.
165
2. TEORIA DE LAS VIBRACIONES.
FUENTES DE ONDAS SISMICAS·. ,... Cuando un explosivo
detona dentro de un taladro, genera una intensa onda
de esfuerzo en la roca circundante. Esta pulveriza
la roca alrededor del taladro hasta una distancia
aproximada de un radio del taladro y distorsiona en
forma permanente y la rompe en una distancia
equivalente a varios diámetros del mismo.
Cuando la intensidad de las ondas de esfuerzo se
reducen a tal grado, que no hay una deformación
permanente de la roca, la onda de es·fuerzo se
propaga a través de la roca en una forma elástica,
esto es, de tal manera que las particulas de roca
regresan a su posición Ofiginal después de que ha
pasado la onda de esfuerzo.
TIPOS DE ONDAS SISMICAS. - .Consideraciones teóricas
. han demostrado, que para una explosión en un taladro
esférico o cilindrico infinito, sólo existen ondas
de compresión en un material ideal sin fronteras. En
materiales no ideales y para cargas cilíndricas de
una longitud finita, sin embargo, ondas cortantes
pueden producirse directamente de la explosión.
Las ondas compresionales y de corte se conocen como
ondas de cuerpo. Las ondas comprensionales viajan a
través de la roca comprimiendo y dilantando
alternadamente las particulas de roca a través de
las cuales pasa. Estas ondas viajan .en la misma
dirección de las particulas que empujan y separan.
Su velocidad de propagación en roca comunmente
sobrepasa 4570 metros por segundo o más. Las ondas
de compresión pueden pasar a través de sólidos,
liquidos o gases.
166
Las ondas de corte viajan a través de la tierra provocando que las particuias de roca vibren hacia los lados o en ángulos rectos a la dirección hacia la cual viaja la onda. Estas ondas viajan aproximadamente a 2/3 de la velocidad de las ondas de compresión. Sin embargo, a diferencia de estas últimas, las ondas de corte no pueden pasar a través de líquidos o gases, debido a que estos materiales no tienen resistencia al corte.
Cuando ondas curvas de compresión y corte insiden sobre interfases ta-les como· l_a superficie de la tierra, un proceso muy complicado se lleva a cabo que da como resultado ondas de superficie. La más común de estás ondas de superficie se llama la onda Raleigh ., Debido a que las ondas de superficie divergen en tan sólo dos dimensiones en contraste a la divergencia en tres dimensiones de las ondas de cuerpo, se. descomponen más lentemente con la distanc_�a y frecuentemente dominan el movimiento del suelo a distancias de varios cientos de metros o más.
En adición a los elásticos causados
procesos de por la fricción
divergencia no de partículas
entre sí causando que las ondas sísmicas decrezcan en intensidad con la distancia. Estudios científicos han demostrado que frecuencia se absorbe de baja frecuencia
energía sísmica de alta más fácilmente que la energía
por lo que el contenido de
energía de ondas sísmicas a largas distancias se concentra a baja frecuencia.
DURACION DE LAS ONDAS.- Dado que, los varios tipos de ondas sísmicas viajan a diferentes velocidades
167
interactúan en una forma complicada consigo mismas y
con el material en el cual viajan, una voladura que
puede terminar su detonación en unos cuantos cientos
de milisegundos o menos puede producir movimientos
de suelo durante varios segundos en lugares que
estén a varios cientos de metros distantes. El
alargamiento del movimiento de tierra con la
distancia se realza con un proceso conocido como
dispersión, dónde las diferentes frecuencias que
componen las variadas ondas de superficie viajan a
diferentes velocidades.
PREDICCION DE NIVELES DE VIBRACION. - Una fórmula
sencilla de ley de poder se ha �ncontrado útil para
relacionar el peso de la carga de explosivo y su
distancia al desplazamien�o, velocidad y aceleración
de la partícula.
La ecuación para determinar la velocidad máxima de
partícula es:
V=HxwmxDB
Donde:
V= Es la velocidad máxima de partícula ( que tan
rápido se mueve el suelo)
H= Es la constante de trasmisión del suelo que se
determina empíricamente basado en el tipo de roca
que rodea al explosivo, y al sitio de recepción
donde se mide el movimiento de partícula (La
experiencia ha demostrado que diferencias en niveles
de vibración causados por diferentes tipos de
explosivos
comparados
factores).
comerciales son generalmente pequeños,
con las vibraciones causadas por otros
D= Es la distancia entre los sitios explosión y
recepción.
168
m y B = Son constantes empíricas basadas
primordialmente en la geología total entre los
sitios de explosión y recepción.
Trabajo hecho por el u.s. Bureau of Mines en
tr�smisión de movimiento de suelo, produjo dos
resultados particularmente significativos para los
pesos de carga y distancias comunmente encontrados
en voladuras �e superficie.
La ecuación de la ley de poder queda por lo tanto
con sólo dos incognitas:
Donde la cantidad (D/w1 l2)
distancia escalada.
se conoce como la
La velocidad máxima de partícula depende de la
máxima carga en peso por retardo y no del peso total
de la carga, teniendo como condición que el
intervalo. entre retardos es de a milisegundos o más.
3. CRITERIO DE DAÑO POR ¡.A VOLADURA.-
El daño producido puede ser definido y cuantificado,
en el caso de una mina a cielo abierto en la pared
del banco, el. criterio está basado en la velocidad
pico de partícula. En el siguiente cuadro tenemos un
resumen del daño en la pared del banco, según L.
Oriard, 1971.
4. ESTIMACION DE LA VELOCIDAD PICO DE PARTICULA.
Se hicieron para
Velocidad pico de
Toquepala 35 evaluaciones
partícula en todos los tipos
de
de
169
170
CRITERIO DE CALIFICACION DE DAÑO POR DISPARO
OBSERVACION VELOCIDAD PICO CALIFICACION jpulg/s 1
PORFIDO DACITA
CAIDA EVENTUAL DE 1 NO HAY DAÑO1 ROCAS DE LOS TALUDES 1 0-5 0-25
DEL BANCO 1 1 1
1 PERDIDA DE PORCIONES POSIBLE DAÑO!
DE BANCO Y ALGUN 5-25 25-75 1 MENOR 1
FRACTURAMIENTO EN EL 1 ACEPTABLE 1
NIVEL 1 1 1 ! 1 1
EL BACK BREAl,.l:>E EXTIENDE SERIOS DAÑOSHACIA EL TOE,CRESTAS DE
FUTUROS BANCOS MUY >25 >75 1 FRACTURADOS, NUEVAS FRAC-
1 TURAS Y DESPLAZAMIENTOS
CUADRO RESUMIDO DEL SIMILAR MODIFICADO POR L. ORIARD, 1971
rocas, mediante el registro de los disparos
primarios de producción por un sismógrafo
Sprenguether vs-1100.
En cada punto de ensayo elegido, el sismógrafo nos
proporciona un registro de movimiento de tierra de
tres componentes; vertical, horizontal y
transversal, con estos datos hallamos la Velocidad
pico de particula, además se tomo nota de las
coordenadas de la zona · de la voladura y el lugar
donde se encuentra el sismógrafo para hallar la
distancia entre ellas, como también del peso del
explosivo detonado por intervalo de retardo (mas de
8 milisegundos), con estos dos últimos datos
hallaremos la distancia escalada; podemos apreciar
en el siguiente registro ·y cuadro el procedimiento
de estos cálculos.
De toda la información generada, se ajustaron los
valores por el método de regresión final resultando:
A. RESUMEN DE VALORES DE "H" Y "B"
l. Para todo tipo de roca (compósito)
H = 29 B = -1.61
Los cuales se considerarán para la zona
Este, de la cual la Dacita aglomerada y la
Pebble breccia son las más representativas.
2. Diorita únicamente
H = 36.1 B = -1.71
171
GEOLOGY DEPARTMENT TOQUEPALA MINE
BLAST SISMOGRAPH DATE ROCKTYPE SCALE
BLAST MONITORING
: 3235-28 : 5PREN6NErH.iR - 11.S /Do
: 9/.tJt-ZI/ TIME: ..3:2'1 pm = 1>I01urA 7
IJ.°2 .. . ·• .. . . . . ··-·-·1· -- ... , --.·,• . ·- . .. . _, . .. -----� -
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.......
1 INDIVIDUAL MAX. 1 NETMAX. !Trace AmplVeiccity ITrace Amp! '.'elccity
(in.) ¡ (in/sec) lTRANSVERSAL \ (). 22. ./()
! (in.) ! (in/sec)
\ 2,.3S t ¡.oo
LOCATION
!BL/\ST 1 , GECPHOtJE 1 1 ,r,J¿3,qo !ESS'18//JELEV.: 3Z,(eSDISTANCE 1 /�¿.R ! <, e,,,,.,7'" TIME #OF 'I/T. SLURI
HOLES () I
I\AS MSj i MSI ! aac:, nn-.J
I\AS TOTAL !
1
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So �() ! /4¿._¡ \ 2 :J. f1 i 1
i i j l i i .
1 i i
! ¡ 1 1 l 1 1
172
---- ... -···· . .
_: . :-
Los cuales se considerarán para la zona
Oeste donde la diorita
representativa.
B. FORMULAS DE LA VELOCIDAD PICO DE PARTICULA
. Para todo tipo de roca (Zona Este) .
. Para la Diorita (Zóna Oeste)
VPP=36.lx(D/w11 2)-1·71
5. DISEÑO DE MALLA Y CARGA.
es la roca
En la voladura controlada se recomienda efectuar
pruebas conservadoras par� determinar si el método
escogido da óptimos resultados.
En el diseño de malla además de las propiedades
fisicas, elásticas y mecánicas de las rocas es
imprescindible considerar aspectos geológicos tales
como pEitrograf ia, estructuras dominantes, tipo y
grado de alteración.
La experiencia del campo sumada a pruebas de
voladura en modelo a escala, demuestra que la
estabilidad del talud depende de la relación (B) con
el espaciamiento (S}, siendo recomendable:
1.0 > (S/B) > o.a
Bajas concentraciones de carga explosiva en los
taladros asi como espaciamientos lo suficientemente
pequeños crean una linea de grietas a lo largo de
los taladros, apareciendo solo ligeras grietas en
otras direcciones .
173
A. ROCA COMPOSITO (ZONA ESTE).
1. carateristicas Geológicas
Petrografia: Dacita Aglomerada y Pebble
breccia.
Emplazamiento
económica.
Alteración
fresca.
Post-mineralización
Propilitización y roca
Fracturamiento: Rectangular e irregular con
una frecuencia de 1 fractura/ 2 m.
2. Especificaciones en el diseño de malla y
carga.
-Primera fila: sobre la proyección de la
linea de toe final.
Espaciamiento = 4 metros
Burden = 4.5 metros.
Perforación = 15 metros.
Carga de fondo = 50 lbs (slx aluminizado)
··carga columna = 100 lbs (ANFO)
-Segunda fila a 4. 5 metros de la primera
fila.
Espaciamiento = 4.5 metros
Burden = 4.5 metros
Perforación = 15 metros
Carga fondo = 50 libras (slx aluminizado)
carga columna = 200 libras {ANFO)
-Tercera fila : a 4.5 metros de la segunda
fila.
Espaciamiento = 4.5 metros
Burden = 4 metros
Perforación = 15 metros.
Carga fondo = 50 libras {Slx aluminizado)°
.
Carga columna = 350 libras (ANFO).
174
Todos los taladros tienen diámetro de 9
7/8"y no tienen sobreperforación.
Fragmentos resultantes: 20% entre 1.0-1.5 m.
60% entre 0.4-1.0 m.
Ver figuras; 4,8 y 4,9.
B. ROCA : DIORITA (ZONA OESTE)
l. Caracteristicas Geológicas
Petrografia
Emplamiento
económica.
Alteración
seritización
Diorita
Pre-mineralización
Argilitización y
Fracturamiento: Irregular, tipo stock work
con frecuencia de_6 fracturas/metro.
-Primera fila A 1 metro sobre la
proyección de la linea del toe final.
Espaciamiento = 4 metros.
Burden = 5 metros.
Perforación = 15 metros.
:·carga columna = 75 libras (ANFO).
-segunda fila . A 5 metros de la primera .
fila.
Espaciamiento = 6 metros.
Burden = 6 metros.
Perforación = 15 metros.
Carga columna = 200 libras (ANFO).
-Tercera fila A 6 metros de la segunda
fila.
Espaciamiento = 10 metros.
Burden = 7 metros.
Perforación = 15 metros.
Carga columna = 500 libras (ANFO).
Todos los taladros tienen 9 7/8" y en ningün
caso se hace sobreperforación.
175
FIG: 4,8
/
/
VISTA ISOMETRICA DEL DISEÑO DE MALLA
BANCO SIMPLE- ZONA ESTE
/
ROCA: OACITA AGLOMERADA Y PEBBLE BREQ-fA
//
//
�/ «�-em-
�/ lJ
rl) L_
\ \
\ \
\
\ \ \ \
\ \
\ \
\ \
\ \
�/
tJJ"'9 /
14------11m 11
/ �
UNIVERSIDAD NACIONAL DE INGENIERIA
FACULTAD DE INOENIERIA DE MINAS
TRAS. �RA OPTAR EL ITEMA:
GRAOO ACADEMICO "DISEÑO DE DE VOLADURA"
INGENIERO DE MINAS
��;;�S�TO PORRAS TINEO 1;•;�· •eof'c.,1/�0 1-'
..J
O'I
;¡
\
DISTRIBUCION DE CARGA
BANCO SIMPLE-ZONA ESTE
ROCA: DACITA AGLOMERADA Y PEBBLE BRECHA
67/a"
3280 ,,¡11' 8m 4.5m L4.5m CRESTA DEL BANCO
FI G: 4,9
I < ,------
15m
CARGA DE COLUMNA CARGA DE FONDO
IOOLbs 50Lba
200Lba 50Lbe
4m
ANFO:
T OE DEL BANCO ¿Y 3265
350Lbe 50Lba SLX ALUMINIZADO
UNIVERSIDAD NACIONAL DE INGENIERIA
FACULTAD DE INGENIERIA DE MINAS
T RAB. �RA OPTAR EL I
TEMA: GRADO ACADEMICO "DISEÑO DE
DE VOLADURA" INGENIERO DE MINAS
��:LBER� PORRAS TINEO �':----,�rsc
.,1/260
1-' -.J
Fragmentos resultantes: 90% entre 0.0-0.2 m.
05% entre 0.2-0.5 m.
Ver figuras; 4,11 y 4,12.
6. CALCULO DE CARGA EXPLOSIVA POR RETARDO.
Según la tabla de criterio de daño.en la roca según
L. Oriard, y considerando las recomendaciones del
consultor "CALL-NICHOLAS"; se adopta como velocidad
limite permisiple 25 pulg/s., teniendo las fórmulas
de VPP. para cada tipo de roca, se hicieron los
gráficos: 4, 1; para las rocas Da y Px, y el 4, 2;
para la roca Di, con los cuales se hallaran las
cargas explosivas por retardo:
ROCA lra fila 2da fila 3ra fila
Da-Px 573 lbs 1399 lbs 2587 lbs
Di 567 lbs 1373 lbs 2802 lbs
De acuerdo .a la cantidad de carga que presenta cada
taladro los retardos se distribuyen asi:
ROCA lra fila 2da fila 3ra fila
Da-Px 4 talad. 6 talle.d. 7 talad.
Di 8 talad. 7 talad. 6 talad.
Ver figuras; 4,10 y 4,13.
178
•
VISTA DE PLANTA, DISTRIBUCION DE RETARDOS BANCO SIMPLE ZONA ESTE
ROCA: OACITA AGLOMERADA Y PEBBLE BRECHA
--�ESTAFIN�--.E� ---------:·----- -- --r--------·---QRetardo
TTOE FINAL PROYECTADO � e O D o
4m
f G o-----<>Coda 4talodroa
4.Sm
-O 4.Sm O O O Q o o l o o Cada 6 taladro•
' o ' f 4.Sm
-O 4.Sm O 1 0 0 0 Q O o o , o •Cada 7toladro• ' ' o
f 4m
------ ----------_____ l ____ CRESTA DEL BANCO __________ _
TOE DEL BANCO �265
F IG: 4,10
UNIVERSIDAD NACIONAL DE INGENIERIA
FACULTAD DE INGENIERIA DE MINAS
TRAa PARA OPTAR aITEMA:
GRADO ACADEMICO "DISEÑO OE DE VOLADURA•
INGENIERO DE MINAS
-.:�;;�=
LBERTO PORRAS Tl�EO 1;���'901"""' V2!50
1-'
-.J
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32�5
FIG:4,11
VISTA ISOMETRICA DEL DISEÑO DE MALLA
BANCO SIMPLE. ZONA OESTE ROCA: DIORITA
V/
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A.,'i:./ �r,'/
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20
UNIVERSIDAD NACIONAL DE INGENIERIA
FACULTAD DE INGENIERIA DE MINAS
TRAS. PARA OPTAR EL I
TEMA: GRADO ACAOEMICO "OISEfilO DE
DE VOLADURA" INGENIERO OE MINAS
1/250
.... (X)
o
DISTRIBUCION DE CARGA
BANCO SIMPLE-ZONA OESTE
ROCA: DIORITA
CRESTA FINAL 0� 97/8"
,/ CRESTA DEL BANCO -;¡-- f 8m
11rrl
1 �m /� 6m 6m _...,,�
15m
CARGA DE COLUMNA SIN CARGA DE FONDO
FI G: 4,12
2001bs. 5001bo.
TOE DEL BANCO 3220
UNIVERSIDAD NACIONAL DE INGENIERIA
FACULTAD DE .INGENIERIA CE MINAS
TRAa PARA OPTAR EL 'TEMA:
GRADO ACADEMICO · "DISEfilO DE DE VOLADURA"
INGENIERO DE MINAS
��;;�-ro PORRAS TINEO 1;�'.---Jeolºc
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00
1-'
VISTA DE PLANTA, DISTRIBUC ION DE RETARDOS BANCO SIMPLE- ZONA OESTE
ROCA: DIORITA º"'""'-''"i--=-
8m l
l . TOE FINAL PROYECTADO O R-,Of'do ................... .. ...... 1¡,;.······················ ............ ................ ......... .... ... . . .. . ................... ........... ... .--00 •m 0 e e
f o e e e e 0---{}----0- Coda e T01.;.iro0
5m
O o e ! 5m l 0 0 0 0 0 D---o Codo 7 Tolodroo
6m
l -t6 takldro:,
O e e 2 '------o----lO::::..:;,m:.._ ___ ....,_-<>-----f
l 7,
----���--
6m
----. _____ L ____ CRESTA DEL BANCO _- ----
TOE DEL BANCO 3220
FIG:4,13
UNIVERSIDAD NACIONAL DE INGENIERIA
FACULTAD DE INGENIERIA DE MINAS
TRAB. PARA OPTAR EL ITEMAa
GRADO ACAOEMIC O "DISEJ:k> DE DE VOL.ADURA"
INGENIERO DE MINAS
�-;·�BERTO POR� TIN"EO ¡;�:.-'901""'"1/2!50
,_.
(XJ 1\.)
CANTIDAD DE EXPLOSIVO POR RETARDO ROCAS:Da,Px (ZON A ESTE), VPP=25 pul/s.
EXP LOSIVO/RETARDO (1000 Lbs) 14.-------------------,
8
o,.___�_.1,___ .....__-L..__ __,___--L-__ --L....-_ __.
183
o 20 40 60 80 100 120 140
DISTANCIA DEL DISPARO EN P IES
GRAFIC0:4,1
CANTIDAD DE EXPLOSIVO. POR RETARDO ROCAS:Di (ZONA OESTE) VPP=25 pulg/s.
EXPLOSIVO/RETARDO (1000 Lbs.) 10-----------------�
184
O 20 40 60 80 100 120 140 DISTANCIA DEL DISPARO EN P IES
GRAFICO: 4,2
CAPITULO V
EVALUACION Y DISCUSION DE RESULTADOS
A. INTRODUCCION.-
Una vez ejecutada una voladura es de necesidad proceder
a analizar los resultados obtenidos, ya que su
interpretación permitirá introducir modificaciones
sucesivas en los parámetros de diseño de las siguientes
tandas de voladura, constituyendo ésta una etapa básica
dentro del proceso de optimización de voladura. En el
caso de la mina Toquepala, la voladura convencional será
el punto de partida, donde sus. parámetros de diseño
sufrirán ajustes hasta lograr los resultados ideales en
fragmentación, geometria de 1� pila, estado de la pared
y piso del banco, porcentaje de pedrones., que
permitirán el incremento de producción de las siguientes
fáses de minado; Carguio y acarreo, como también el
aumento de producción en chancadora.
B. VOLUMEN DE MATERIAL MOVIDO.-
Deberá ser
previamente
igual o
calculado,
cercano
para
al
este
volumen
punto
teórico
se debe
considerar que la rotura hacia atraz debe ser óptimo, de
tal manera que la pala en esta zóna tenga un rendimiento
normal, si esta rotura es demasiada afectará ; el
control de leyes (mucha dilución) salvo en zónas de
desbroze, afecta la estabilidad de la nueva cara de
voladura, la cresta limite del año.
C. FRAGMENTACION.-
l. ANALISIS CUANTITATIVO VISUAL.
Este es el sistema más ampliamente utilizado y en lamayoría de los casos el único que se aplica. La pila
185
de material disparado y el aspecto general de la
voladura, es observada inmediatamente después de
efectuarse el disparo, realizándose por el técnico
responsable una valoración y evaluación subjetiva.
Sin embargo;
fragmentación
sólo pueden apreciarse cambios
cuando las diferencias son
acusadas, incluso con una gran
en la
muy
del experiencia
personal responsable.
La aplicación de esta técnica tiene poco rigor, no
permite establecer una distribuéión de tamaños
precisa y con frecuencia no queda constancia escrita
de los resultados. En general, sólo sirve para que
los especialistas tengan una primera toma de
contacto con los resultados de la voladura con
vistas a la realización d� un estudio completo.
2. ESTUDIO DE PRODUCCION DE LOS EQUIPOS DE CARGUIO Y
ACARREO.
2.1. CARGUIO.- Esta técnica de evaluación de la
fragmentación se basa en que los rendimientos
de las unidades de carga son función inversa de
la granulometría del material y función directa
del esponjamiento del mismo. La presencia de
bloques grandes en la pila, reducido
esponjamiento, y repiés (protuberancia en el
toe), seran reflejados inmediatamente en la
producción. Si la técnica se aplica
correctamente, se puede realizar una evaluación
muy precisa. Hay que tener en cuenta los
tiempos muertos no imputables a las condiciones
de carga: paradas de los equipos por falta de
volquete,
acomodo de
carguio.
averías macánicas, desplazamientos,
puentes y limpieza del lugar de
186
Los estudios deben realizarse sobre las mismas
máquinas y con los mismos operadores para
eliminar el diferente grado de experiencia de
estos o apreciaciones erróneas.
Las demandas de fuertes empujes y el deterioro
de este sistema pueden deberse a las siguientes
causas:
- Arranque defectuoso al nivel del piso con
presencia de repiés.
- Esponjamiento insuficiente de material.
- Desplazamiento excesivo de la pila.
- Granulometría gruesa.
Para efectos de comparación de rendimientos de
los equipos de la �ina Toquepala, se tiene una
estadística de tiempos de ciclo de carguío de
pala a volquete realizados en zónas donde se
hicieron voladura convencional(antes) y
voladura modificado ( ahora) , a continuación se
muestran los promedios: ciclo de carguío(seg) y
rendimiento(Tn/hra), para los diferentes tipos
de rocas en los dos tipos de voladura:
CICLO DE CARGUIO (SEG.)
TIPO DE ROCA
Suave
Media
Dura
ANTES
27 s
35 s
40 s
AHORA
25 s
30 s
30- s
187
RENDIMIENTO {TN-/HRA).
TIPO DE ROCA
suave
Medio
Duro
ANTES
1101
956
869
AHORA
1323
1_115
1158
Nota: En este caso, el cálculo de rendimientos
se hace en condiciones óptimas (no se
consideran tiempos perdidos por falta de
volquetes, ni por limpieza y acomodos de
puentes en las zónas de trabajo).
2.2. ACARREO.- El rendimiento de los equipos de • 1
acarreo estan en relación inversa con la
granulometría del material, y directa con el
esponjamiento del mismo. El mal estado de los
pisos consecuencia de una mala voladura hace
que el ciclo de acarreo aumente por lo tanto el
rendimiento de los equipos decrecen, y su costo
meáánico aumente. Para efectos de cálculo de
rendimientos de los equipos de carguío en las
dos condiciones de voladura se tiene los
siguientes promedios: distancia de acarreo,
velocidades con tolva cargada y vacía, tiempos
de giro y descarga, tiempo de ubicación en la
zóna de carguío, tiempo de carga total.
Mostramos a continuación el resumen de los
rendimientos (tn/hra).
TIPO DE ROCA ANTES AHORA
Suave 259.08 276.60
Medio 249.56 267.54
Dura 240.72 267.54
188
3. VOLUMEN DE
SECUNDARIA.
MATERIAL QUE .REQUIERE VOLADURA
Los trozos de roca producidos en las voladuras que
no puedan ser manipulados o admitidos por los
equipos mineros serán considerados como padrones.
Las dimenciones de estos bloques depende de cada
operación y durante el desarrollo de la misma
deberán ser apartados para proceder a su
fragmentación.
El volumen relativo de los padrones debe mantenerse
en niveles minimos, no solo por el alto costo de su
fragmentación, sino por que afectan a la operación
dando lugar a bajos rendimientos en el carguio por
los tiempos muertos invertidos en retirar estos
pedrones y/o librar los equipos de la voladura
secundaria.
El tamaño máximo admisible del bloque o pedrón
según V.V. Rzhevskii es menor o igual que "C":
Dónde:
C=0.75(E)l/J
e: Tamaño lineal máximo (largo), en m.
E: Volumen del cucharón, en m3
entonces:
C=0.75x(6.88) 1/3
C=1 .43 m.
También se considera material que requiere voladura
secundaria; protuberancias o lomos en los pisos,
repiés.
189
D. GEOMETRIA DE LA PILA, ALTURA Y DESPLAZAMIENTO
La configuración de la pila esta gobernada por:
- Las variables geométricas de diseño: altura de
banco,inclinación de los taladros, burden�
espaciamiento y taco.
- Factores de carga (explosivo).
- Secuencias de encendido y tiempos de retardo.
La geometria óptima depende, en cada caso, del sistema
de carguío empleado. Fig.Nro 5.1.
La forma 1 representa la situación ideal para el carguio
con palas con ruedas, pero si el equipo empleado son las
excavadoras de . cables, el rendimiento será bajo y se
precisarán muchas horas de tractor para la limpieza de-·
la zona, y el recogo del material esparcido.
La forma 2 requiere unas labores de limpieza mínimas y
la productividad es alta, pero pueden existir problemas
de seguridad para los operadores por la caída de roca.
La forma 3 refleja las condiciones óptimas para la
utilización de excavadoras de cables.
EXPANSION DEL MATERIAL EN UN DISPARO QUE DEJA UN BUEN
APILONAMIENTO.-
Despues de un disparo el material es teoricamente
apilonado, como se muestra en la figura.Nro 4. 3, y es
esparcido hasta una distancia Z, del frente del banco, y
es igual· a:
Donde:
Z=(LxcotT+2Yx{l-SX))/(2Sx)
T Angulo de reposo del material
x Dependiendo del corte que se usa:
190
1/2 (para corte en cajón) 1/3 (para corte en esquina)
Y : Profundidad del corte, en metros (Burden) L : Altura de banco, en metros.
La distancia de la proyección del material que deja una buena pila para las rocas del tajo Toquepala, disparando una sola hilera de taladros, es:
- Para corte en cajón:
Z = (15xcot(37)+2x5(1-0.741/2))/(2x(0.74)1/2
z = 20.70 m.
Para corte en esquina:
Z = (15xcot(37)+2x5(1-0.741/3))/(2x(0.74)1/3
Z = 11. 50 m.
,,
Nota:Para corte en esquina también se usa la relación:
Z=0.75xL
El excesivo desplazamiento y disperción del material se debe a un elevado factor de carga de explosivo y mucha
carga hacia el cuello del taladro.
E. ROTURA HACIA ATRAS.
En la práctica una buena voladura de producción produce una rotura hacia atrás aproximadamente igual al burden.
Si la rotura hacia atrás es demasiada, afecta la estabilidad de la nueva cara de voladura y a los taladros que hayan sido perforados a continuación de la última fila disparada. También afecta el control de leyes de mineral.
Generalmente indica exceso de carga explosiva en la última fila de taladros. Se debe tomar nota de la
191
192
DIFERENTES GEOMETRIAS DELA PILA
1 -limpieza excesiva-baja produccio"n
,,, _,. "/- ,,,_ .,, .. � - - - - - -- -,-atta segur id ad
2
11:11-c.111:1:,.
3
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\ . � \ � \
,,. . .,.,,_..,.,....._�--,---',---,---,-,----,-,--,-,-------,---.:=... ,, c 11-: 11 = 1l = 11 "='-/ f-: II • //C tf= lit I/C"/(C:fl.:../1:,.J/:'II
\
\ \ \ \
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-po ca limpieza-alta producción- pe ligr os a
-poca limpi eza-producción buena
11 =. // " 11 : 11 :1 I -segur a
1
\ \
-'<,,-:., 1 e,, c. 11 a''ª 11:. •t: t 1: 11: 11-:: ll• 1,.-¡t
FIGURA Nº 5,1
·calidad de corte de la nueva cara, ademas, se debe medir
la distancia entre la nueva cara y la última fisura o
rotura excesiva atrás de esta nueva cara.
F. PROYECCION HACIA. ATRAS.
G.
Afecta en el incremento del riesgo de proyección de
fragmentos volantes(dispersión de fragmentos}
Tiene el incoveniente de "diluir" al mineral de valor
económico al mezclarlo con desmonte o con mineral de
baja ley. Generalmente indica
explosiva
"taco".
hacia el cuello del
una excesiva carga
taladro, o falta de
NIVEL DEL PISO DEL BANCO.
El piso del nuevo banco disparado debe resultar al mismo
nivel que el existente, de lo contrario dificultarán el
trabajo de los equipos de cargu1o y acarreo.
Una mala voladura puede presentar los siguientes casos:
1. Repies b·· toes delante de los taladros.
El problema de repies delante de los taladros se
corrige de la siguiente forma:
Disminución del burden.
El aumento de la carga de fondo.
El incremento de la sobreperforación.
- El aumento del retardos entre filas.
2. Repies o toes entre taladros.
Este problema se debe al espaciamiento excesivo de
estos, por lo que se deberá reducir el mismo
3. Piso alto.
La aparición de un piso alto de forma sistemática
puede ser debido a la existencia de un plano de
193
debilidad o a la insuficiencia de sobreperforación y
carga de fondo.
4. Piso bajo.
cuando el nivel del piso tiene una cota inferior a
la proyectada se deberá disminuir la carga de fondo
y la sobreperforación.
H. ESTADO FISICO DEL MACIZO RESIDUAL.
194
Una vez cargada la pila de material en el banco, es
posible observar la existencia o no de sobreexcavación y
la magnitud de los daños en la pared del banco o macizo.
residual.
La valoración de los daños producido por las voladuras
en la pared del banco puede realizarse mediante
cualquiera de los métodos de caracterización geomecánica
de macizos rocosos, pero para los fines que se persiguen
en este caso, " La evaluación de los resultados de la
voladura", el sistema propuesto por Ashby (1980) tabla
5. 1, es por su sencillez y pragmatismo uno de los más
aplicados.
La solución del problema de daño en la pared del banco o
talud sobre todo en los limites finales del pit, es
tratado en el capitulo IV de este trabajo.
·�
CONDICIONES OBSERVADAS EN EL TALUD
NIVEL
DE JUNTAS y ANGULO DE TALUD Y CON- CONDICIONES DE EXCA�
DAÑOS BLOQUES DICIONES DEL _FRENTE VACION EN EL FRENTE
75c-., Excavación no practica-1 Juntas cerradas, ma- Se ven las C:cirÍi::IS de J.c,s ble.
LIGEROS terial de relleno no taladros de contorno. Señale� visibles de ex-movil izado. cav..;1dc1ra en el frente
en ·formc!lciones blandas.
Pequeñas j Lmtas re- t-'5'".) Ser=; a 1 E�s el e penetr¿�ción 2 llenas son abiertas, El ·f r-en te es suc1ve, r:;e de-:� los dientes, perer
MODERADOS bloques aislados y ven algunas secciones e:-:cavación dif.fcil. j Lmtas l .igr.?.n.únen te df? los ta 1 ,"Id ,�os. Pe-desp l azc1das. queñ,As gr-ietas.
>
65c, E;-: CéiVación ·fc:1c:tible con 3 A_l �1unas j unté:1s son Pequeños desccstramien- t·-efuerzo ,,• '·· l.5 m.
FUERTES abiertas y desplaza- t.c,s dE�sc:le e 1 f reint.e. das. Se aprecian gri�tas t-,,,-
diales.
5�1° E)·:c.wación fc1ctible.4 Frente fr·21ctL1rado, Frente irregular, c1 l gu-
SEVEROS juntas abiertas. Al- nos descontramientos V .... 3 ff
l. ·' ·,,
gunos bloques movi- grietas de scbreexcava-l.izados. ción.
-:::;70 55° E:-: cavación bastante fá-5 Bloques movili::::adc.1s Frente muy irregulc1r� cil.
EXTREMOS y agrietados. La vo- fL1ertes descostramien-!adura produce mate- tos desde el frente. > 3 m.
rial fino. Gt-an sobree:-:cavación.
TABLA 5,1 NIVELES DE DAÑOS PRODUCIDOS POR VOLADURAS EN TALUDES ROCOSOS (Ashby� 1980)
·-·
1-'
\D
U1
CAPITULO VI
AJUSTES DE LOS PARAMETROS DE DISEÑO DE VOLADURA A
TRAVES DE LAS EVALUACIONES TECNICO-ECONOMICAS
A. PARAMETROS DE DISEÑO DE VOLADURA AJUSTADOS PARA CADA
TIPO DE ROCA.
Si la malla y carga de la voladura convencional son las
adecuadas se tendran buenos resultados en lo que
respecta a fragmentación, pila, pisos etc, de lo
contrario se procederá a ir ajustando parámetros en una
serie de disparos sucesivos, hasta obtener el resultados
esperado, lo que comunmente se conoce como "ajustes por
tanteo" {Trial and error thechnique), procedimiento que
conjuga la técnica propia de voladura con la experiencia
del diseñador.
Una vez hecha la evaluación de resultados de la
voladura, podemos conocer :,..os problemas que presenta
dicha voladura,
parámetros que
entonces
tengan
procederemos
relación con
a ajust�r los
esos malos
resultados.·,.. Para esto tendremos en cuenta; algunos
criterios técnicos que se indican en el capitulo V, para
la solución de. los malos resultados, como también el
Diseño teórico de voladura.
Para este efecto consideraremos las evaluaciones
promedios para cada tipo de roca, que a su vez es tan
clasificados en tres clases; dura, media y suave. Dicha
evaluación se hará primero para la voladura
convencional(antes), detectado los problemas en la
voladura, se procederá ajustar los parámetros
relacionados a dichos problemas en una serie de
disparos, posteriormente se presentará la evaluación
para la voladura modificada(actual).
196
I.
ROCA DURA
EVALUACION DE VOLADURA
Fecha: Nivel: Perf: Pala:
Parámetros.
l. Alt. de banco: 15 m. 7. Distrib. carga: Normal
2. Espaciamiento: 5 m. 8. Explosivo total:3375
3 . Burden 4.5 m 9. Tipo de roca :Da.
4. Sobreperf. 1.5 m. 10. Geol. estruct.:Irreg.
5. Diám. taladro: 9.875 11 11. Ton. teórico :8471
6. Factor carga . 1:1 12. Metros perf. :165.
Observaciones:
Geología estructural muy irregular, bloques de 4-5
metros
II. Croquis
Taladros: 10 Retardos: 4 de 25ms.
// ..,- : 1/ ,: ,/ ,::: //-,: //-::: // ::"//::a // ::. // .,.. // ': // : , , :
197
III Observación después del disparo
1. Rotura hacia atras : 6 metros
2. Geom. pila/Proyecc.: Parada/10 m.
3. Fragmentación:
Fina: Media: 20% Gruesa: 80%
4. Tiempo de carguio : 40 seg/pasada.
5. Número de pedrones : 7% en volumen
6. Piso
7. Talud
Con algunos lomos
Bloques colgados
8. Voladura secundaria: Pedrones y lomos.
Comentarios:
La geometria de la pila para:da (disparo semi congelado)
indica que la carga explosiva es poca. La existencia de
lomos en el piso puede indicar; falta de
sobreperforación, poca carga de fondo, demasiado
espaciamiento, por lo cual se recomienda hacer pruebas
considerando las observaciones anteriores. Se recomienda
también realizar como minimo dos filas en las rocas
duras, para obtener buena fragmentación.
198
I.
EVALUACION DE VOLADURA
Fecha: Nivel: Perf: Pala:
Parámetros.
�- Alt. de banco: 15 m. 7. Distrib. carga: Normal
2. Espaciamiento: 5 m. 8. Explosivo total:5400
3. Burden 4.5 m. 9. Tipo de roca: Bx-y/a
4. Sobreperf. 1.5 m. 10. Geol. estruct.:Irreg.
5. Diám. taladro: 9.875" 11. Ton. teórico :14418
6. Factor carga . 1:1 12. Metros perf. :264 .
Observaciones:
Geología estructural con problemas; zona
3-4 m. Se usaron cargas distribuidas
obtener buena fragmentación.
de . bloques de
(Decks) para
II. croquis
Taladros: 16 Retardos: 6 de 25ms.
,,� //-; ,,� 1/ -:: // � //-<:- //:::. //= //:::. //-= 11:
199
III Observación después del disparo
l. Rotura hacia atras : 6 m.
2. Geom. pila/Proyecc.: Semi-parada/10
3 . Fragmentación:
Fina: Media: 30% Gruesa:
4. Tiempo de carguío . 40 s/pasada. .
5. Núm.ero de pedrones . 6 % .
6. Piso . Lomos .
7. Talud Regular
m.
70%
8. Voladura secundaria: Piedras y pisos.
Comentarios:
La geometrfa de la pila parada(disparo semi congelado)
indica que la carga explosiva es poca. La existencia de
lomos en· el piso puede indicar; falta de
sobreperforaci6n, poca car�a de fondo, demasiado
espaciamiento, por lo _cual se recomienda hacer pruebas
considerando las observaciones anteriores .
200
ROCA MEDIA
EVALUACION DE VOLADURA
Fecha:
I. Parámetros.
Nivel:
l. Alt. de banco: 15 m.
2. Espaciamiento: 7 m.
3. Burden 6 m.
4. Sobreperf. 2 m.
5. Diám. taladro: 11"
6. Factor carga : 0.8:1
Observaciones:
II. Croquis
Perf: Pala:
7. Distrib. carga :Normal
8. Explosivo total:7560
9. Tipo de roca :Dp
10. Geol. estruct.:6 f/m.
11. Ton. teórico :24287
12. Metro perf. :255
Taladros: 15 Retardos: 2 de 17ms.
/1,:. I( -C:. tf= I( ":. 1/= // = //-::
' ,, ' . -.... , '
201
III Observación después del disparo
l. Rotura hacia atras : 6 m.
2. Geometria de la pila/Proyección: Semiparada/15 m.
3. Fragmentación:
Fina: Media: 50% Gruesa: 50%
4. Tiempo de cargúio 35 s./pasada.
5. Número de pedrones:1%
6. Piso
7. Talud
Comentarios:
:Regular
:Bueno
La geometria de la pila nos indica que la carga es poca,
por lo que se debe incrementar, y según los cálculos
teóricos se debe probar con mallas mayores .
202
EVALUACION DE VOLADURA
Fecha:
I. Parámetros.
Nivel:
l. Alt. de banco: 15 m.
2. Esparcimiento: 6.5 m.
3. Burden : 6 m.
4. Sobreperf. : 2 m.
5. Diám. taladro 11"
6. Factor carga : 0.8:1
Observaciones:
Perf: Pala:
7. Distrib. carga :Normal
8. Explosivo total:5616 lb
9. Tipo· de roca:Bx-si-Tur
10. Geol. estruct.:6 f/m.
11. Ton. teórico :18814
12. Metro perf. :204
Esta roca es clasificada como media, por su peso, y_por
sus resistencias a la compresión y tracción, pero la
existencia de la alteración de silice y turmalina lo
hacen ligeramente más dura.
II. croquis
Taladros: 12 Retardos: 2 de 17ms.
u
,,
l-:.tl-=ll-:1/-:11=11-= 11-=-ll=ff,: t=ll=fl-: ,,�,,,,,-
203
III Observación después del disparo
l. Rotura hacia atras : 6 m.
2. Geom. pila/Proyecc.: semi�parada/15 m.
3. Fragmentación:
Fina: Media: 50% Gruesa: 50%
4. Tiempo de carguio : 33 s./pasada.
5. Número de pedrones :2%
6. Piso : Regular
7. Talud : Bueno
Comentarios:
La geometría de la pila nos indica que la carga es poca,
por lo que se debe incrementar, y según los cálculos
teóricos se debe probar con mallas mayores.
204
I.
ROCA SUAVE
EVALUACION DE VOLADURA
Fecha:
Parámetros.
l. Alt. de banco:
2. Espaciamiento:
3. Burden
4. Sobreperf. .
.
5. Diám. taladro:
6. Factor carga .
.
Observaciones:
Nivel:
15 m.
8.5 m.
6 m.
2 m
11 11
0.6:1
7.
8.
9.
10 .
11.
12
Perf: Pala:
Distrib. carga :Normal
Explosivo total:11016
Tipo de roca :Di
Geol. estruct.:6 f/m.
Tori. teórico :47185
Metro perf. :408
Alteración predominante de seritización que hace la roca
más fácil para la voladura.
II. Croquis
Taladros: 24 Retardos: 2 de 17ms.
ti '"" 11 -=11--,,.,. ,, � 1/-:. // -= ll=11=II-= ti= 1/-:. l(-:;f/-:. I/-=tl-=1'-==-''
205
III Observación después del disparo
l. Rotura hacia atrás : 7 m.
2. Geom. pila/Proyecc:.: Buenaf-20 m.
3. Fragmentación:
Fina: 50% Media: 50% Gruesa:
4. Tiempo de carguio : 27 s./pasada.
5. Número de pedrones : O
6. Piso
7. Talud
Comentarios:
:Bueno
:Bueno
Se tiene buenos resultados, y según los cálculos
teóricos se podría probar con una malla mayor y reducir
el factor.
206
SE HA AJUSTADO PARAMETROS EN UNA SERIE DE DISPAROS HASTA
OBTENER BUENOS RESULTADOS, Y A CONTINVACION SE MUESTRAN LAS
"EVALUACIONES DE RESULTADOS DE VOLADURA PARA CADA TIPO DE
ROCA"
I.
ROCA DURA
EVALUACION DE VOLADURA
Fecha:
Parámetros.
1. Alt. de banco:
2. Espaciamiento:
3. Burden .
.
4. Sobreperf. :
5. Diám. taladro:
6. Factor carga :
Observaciones:
Nivel:
15 m.
4.5 m.
4.0 m
2.0 m. 9.875 11
1. 7: 1
7. 8. 9.
10.
11.
12.
Perf: Pala:
Distrib. carga :Normal
Explosivo total:13770
Tipo de roca :Da.
Geol. estruct.:Irreg.
Ton. teórico :20331
Metros perf. :510
Geologia estructural muy irregular, bloques de
4-5 metros, es por esto que se reduce la malla, se usan
cargas distribuidas para una mejor fragmentación,
también considerando la geometria de la pila anterior se
eleva el factor de carga.
II. Croquis
Taladros: 30 Retardos: 15 de 25ms.
1/,:. // -: // : 1/ ,: /1 -;: // = ,1� 11,. IJ = 11= I =
207
III Observación después del disparo
l. Rotura hacia atrás : 7 metros.
2. Geom. pila/Proyecc.: Buena/20 m.
3. Fragmentación:
Fina: Media: 80% Gruesa: 20%
4. Tiempo de cargu1o . 30 seg/pasada. .
5. Número de pedrones . 1% en volumen .
6. Piso . �ueno .
7. Talud Bueno
8 .. Voladura secundaria: Pedrones
Comentarios:
Se ha mejorado los resultados en · todos los
geometría· de la pila, fragmentación, pisos,
trabajo de la pala.
aspectos;
ciclo de
208
EVALUACION DE VOLADURA
Fecha:
I. Parámetros.
Nivel:
l. Alt. de banco: 15 m .
Perf: Pala:
7. Distrib. carga :Normal
2 . Espaciamiento: 4.5 m. 8. Explosivo total:7344
3. Burden
4. S9breperf.
5. Diám. taladro:
4.0 m.
2.0 m.
9.875"
9. Tipo de roca :Bx-y/a
10. Geol. estruct.:Irreg.
11� Ton. teórico :11534
6. Factor carga : 1.7:1 12. Metros perf. :272
Observaciones:
De acuerdo a los problemas que presenta la geologia
estructural, se usan cargas
reducida, también debido a la mala
se eleva el factor de carga y
distribuidas, malla
geometria de la pila,
se aumenta la sobre
perforación para eliminar protuberancias en el piso.
II. Croquis
Taladros: 16 Retardos: 6 de 25ms.
' ,, - �, ...
,, -: 11-.: 1/,: 11.,, //-e 1/: /1>:: 11 .r 11 =- 11 := 11= //-::;: 11-=. 1/-.:: 11:-11 ... -
209
III Observación después del disparo
l. Rotura hacia atras .
8 m .
2. Geom. pila/P:toyecc.: Buena/20 m.
3. Fragmentación:
Fina: Media: 80% Gruesa: 20%
4. Tiempo de carguio . 30 s/pasada. .
5. Número de pedrones 1 %
6. Piso Bueno
7. Talud . Bueno .
8. Voladura secundaria: Pedrones.
comentarios:
Se ha obtenido buenos resultados en todos los apectos;
La geometria de la pila, fragmentación, piso, ciclo de
trabajo de la pala.
210
I.
ROCA MEDIA
EVALUACION DE VOµADURA
Fecha:
Parámetros.
l. Alt. de banco:
2. Espaciamiento:
3. Burden .
.
4. Sobreperf.
5, Diám. taladro:
6. Factor carga :
Nivel:
15 m.
8 m.
6.5 m .
2 m.
1111
1:1
Perf: Pala:
7. Distrib. carga :Normal
a. Explosivo total:15600
9. Tipo de roca :Dp
10. Geol. estruct.:6 f/m.
11. Ton. teórico :40092
12. Metro perf. :340
II. Croquis
Taladros: 20 Retardos: 2 de 17ms.
11:: 1/ .,. 11 :: 11.11.,1 -: // ,:. 11 .,. 11 • 11 = 11 = 1/ :- 11 ;::: 11,,. 11 ;- 11 : / 1 ...- 1/ :: 1/ .: 1/::: /1 � 1/:: 1 I;:: 11: \\ ,,
III Observación después del disparo
l. Rotura hacia atras : 7 m.
2. Geom. pila/Proyecc.: Buena/22 m.
3. Fragmentación:
Fina: 50% Media: 50% Gruesa:
211
4. Tiempo de carguio . 30s./pasada. .
5. Número de pedrones :O
6. Piso :Bueno
7. Talud :Bueno
Comentarios:
Se ha obtenido buenos resultados en todos los aspectos;
geometria de la pila, fragmentación, pisos, ciclo de
trabajo de la pala •
212
EVALUACION DE VOLADURA
Fecha:
I. Parámetros.
l. Alt. de banco:
2. Espaciamiento:
3. Burden
4. Sobreperf.
5. Diám. taladro:
6. Factor carga .
.
Observaciones:
Nivel:
15 m.
7.5 m.
6.5 m.
2 m.
11 11
1.1:1
Perf: Pala:
7. Distrib. carga :Normal
8. Explosivo total:9653
9. Tipo de roca:Bx-si-Tur
10. Geol. estruct.: 6 f/m.
11. Ton. teórico :23517
12. Metro perf. :204
Esta roca es clasificada como media, por su peso, y por
sus resistencias a la compresion y tracción, pero la
existencia de la alteración de silice y turmalina que lo
hacen ligeramente más dura.
II. croquis
Taladros: 12 Retardos: 3 de 17ms.
JI .,
-. \\-; \ \ -:. \\ -=- H-:. \\ "= 1 \-: '\ 1 = 11 ::.1\ =- \ \ = \\: \\ "= \ \-:: \l ;. r:
213
III Observación después del disparo
1. Rotura hacia atras : 7 m.
2. Geom. pila/Proyecc.: Buena/22 m.
3. Fragmentación:
Fina: 50% Media: 50% Gruesa:
4. Tiempo de carguio : 30 s./pasada.
5. Número de pedrones :O
6. Piso
7. Talud
Comentarios:
:Bueno
:Bueno
Se ha obtenido buenos resultados en todos los aspectos;
geometria de la pila, fragmentación, pisos, ciclo de
trabajo.
214
I.
ROCA SUAVE
EVALUACION DE VOLADURA
Fecha:
Parámetros.
l. Alt. de banco:
2. Espaciamiento:
3. Burden
4. Sobreperf.
5. Diám. taladro:
6. Factor carga .
.
Observaciones:
Nivel:
15 m.
11 m.
7.5 m.
2 m.
11 11
0.6:1
Perf: Pala:
7. Distrib. carga :Normal
8. Explosivo total:17820
9. Tipo de roca :Di
10. Geol. estruct.:6 f/m.
11. Ton. teórico :76329
12. Metro perf. :408
Alteración predominante de seritización que hace la roca
más fácil para la voladura.
215
II. Croquis
Taladros: 24 Retardos: 4 de 17ms.
... ., \\_-:
,, ,,
,,
/J
,,
/1
� ,, -=- 11-:: ,,.,. , ,�,, ... ""' //=11-= 11::: 1/:/I'= //= ,, ... 1/=ll=ll:fl,:I/'= 11:11:11:/1::.
III Observación después del disparo
l. Rotura hacia atrás : 8 m.
2. Geom. pila/Proyecc.: Buena/20 m.
3. Fragmentación:
Fina: 50%
4. Tiempo de
5. Número de
6. Piso
7. Talud
Comentarios:
Media: 50% . Gruesa:
carguio : 25 s./pasada.
pedrones : o
:Bueno
:Bueno
Se tiene buenos resultados en todos los
geometria de la pila, fragmentación, pisos,
trabajo de la pala.
Despues de observar los buenos resultados,
aspectos;
ciclo de
en las
"Evaluaciones de voladura" de las diferentes rocas, se
puede decir que ha óptimizado la voladura en el aspecto
técnico.
Se muestra el resumen de mallas y cargas de voladura.
216
DIFICULT.
SUAVE
·MEDiA
DURA
217
ANTES AHORA
ROCA BURDEN ESPAC. F.CARGA BURDEN ESPAC. F.CARGAlll. m. lb/m3 m. m. lb/m3
/
Di-Ar!=j. 6,00 9,00 0,60 7,50 1 11,00 0,60 Px-Ar�. 6,00 8,50 0,60 7,50 ! 10,00 0,60 Dp-Aro. 6,00 8,50 0,60 7,50 10,00 0.60 Bx-Aq::¡. 6,00 8,50 0,60 7,50 1 10,00 0,60 1
Qq-Sil. f. 00 7,00 O 7!; 6,50 8,00 1 o qo -, P a
- , - - . ,- .
Bx-Sil. 6,00 7,00 0,75 6,50 8,00 1,00 Px-Sil. 6,00 6,50 ·--� 0,80 6,50 8,00 1,00 Dp-S;t 5,00 7 1\1\ 0,75 6,50 8,00 1,00 ,,vv
ax-si!-1urm 6,00 f. "º O RO 6,50 7,50 1 ,1 O -,.- - -,- -
Da 4,5 5,00 1,00 4,00 4,50 í,70
Dp-Sil-y/a ll,5 5,00 1 1\1\ 1,vv 4,00 4,50 1 -n •, /v
Bx-S1-t-:-y/a 4,5 5,00 1,00 4,00 ll,50 1,70
CUADRO DE RESUMEN DE PARAMETROS DE VOLADURA DE CAMPO
218
B. COSTOS DE PERFORACION, VOLADURA, CARGUIO Y ACARREO.
Una voladura es óptima cuando:
En el aspecto técnico; nos proporciona buenos resultados
de tal manera que en las siguientes fáses de minado se
tengan una alta producción.
En el aspecto económico; se logre buenos resultados con
el menor costo posible. Para efecto de óptimización de
la voladura en la mina Toguepala, es necesario
considerar los costos de todas las fáses de minado,
producidos por los dos tipos de voladura, para conocer
si el ahorro es positivo o negativo.
A continuación mostramos los ahorros expresados en
porcentajes, en las diferentes fáses de minado.
FASES
Perfol:'_ación
Voladura
Carguío
Acarreo
TOTAL
FASES
Perforación
Voladura
Carguío
Acarreo
TOTAL
ROCA DURA
AHORRO (ANTES - ACTUAL) %
= 17,00
= 72,80
= 52,10
= 43.30
= 18,60
ROCA MEDIA
AHORRO (ANTES-ACTUAL) %
= 19,20
= 32,00
= 45,20
= 41,20
= 38,70
FASES
Perforación
Voladura
carguio
Acarreo
TOTAL
219
ROCA SUAVE
AHORRO (ANTES-ACTUAL) %
= 43,40
= 9,80
= 46,90
= 40,90 '\
= 39,10
Nota: Los costos de perfo�ación y voladura secundaría se
incluyen dentro del rubro "Perforación" y "Voladura"
respectivamente.
Despues de observar los cuadros de arriba, se puede
decir que se ha hecho la 6ptimizaci6n económica de la
voladura en la mina Toquepala.en los diferentes tipos de
rocas.
C. SEGURIDAD EN VOLADURA Y MANEJO DE EXPLOSIVOS
l. NORMAS Y ASPECTOS GENERALES
1.1. Almacenaje.de explosivos en la mina.
Polvorines.- La regla principal es estar seguro
de que la detonación fortuita no pueda causar
daños a
significa
personas e instalaciones,
que explosivos y detonadores
esto
deben
ser almacenados en lugares inaccesibles a
personas no autorizadas. Varias factores
influyen en el diseño y ubicación de los
polvorines, entre ellos: la proximidad a áreas
de trabajo o vivienda, carreteras, vias
férreas, lineas eléctricas troncales, áreas
desoladas o altamente pobladas y la protección
natural del terreno o necesidad de parapetos
adecuados. También la posibilidad que estén
planificadas futuras construcciones en el área
propuesta para instalar el polvorin. La
220
construcción y ubicación de los polvorines y el
transporte de materiales explosivos está
generalmente especificado por reglamentos en
cada pais; en el Perú corresponden a los del
OICAMEC. "Reglamento de Control de Explosivos
de Uso Civil D.S. No. 019-71/IN-26/08/71 11 con
11 capitulos, 183 articules y 12 anexos; y la
"Ley General de Minería" No 18880 o.s. 034-73
EM/DGM. "Reglamento de Bienestar y Seguridad
Minera", Titulo III, . Capitulo I, Sección VI
Explosivos.
Una vez ubicado el polvorin debe estimarse el
grado de daño que podria ocurrir si se produce
una explosión total del material almacenado,
una colina o parapeto, por ejemplo, puede dar
protección en una dirección, pero puede
incrementar los efectos de golpe de aire en
otra afectando a instalaciones supuestamente
fuera del peligro. Es importante que los
polvorines mayores no estén ubicados muy cerca
entre si, ya que la.detonación de uno puede muy
fácilmente trasmitirse a los otros.
El Reglamento del Dicamec en su capitulo 5
"Almacenaje" clasifica a los explosivos en 4
categorías y 5 grupos para determinar las
distancias minimas entre polvorines y otras
instalaciones.
En los parajes con frecuentes tempestades
eléctricas es recomendable la colocación de
pararrayos en
teniendo muy
los
en
polvorines
cuenta que
superficiales,
deberán ser
matenidos en buen estado constantemente, ya que
de lo contrario podrán dar resultados adversos.
1.2. Almacenaje.- Normalmente, se prohibe almacenar
juntos explosivos y detonadores, que deberán
guardarse en depósitos independientes y
separados a distancia prudencial, tanto si se
trata de los polvorines principales como de los
auxiliares o "bodegas de mina 11, debiendo
establecerse además que no se almacenarán
combustibles ni otros materiales junto con los
explosivos. Tampoco podrá efectuarse trabajos
de ninguna clase en los polvorines, aparte de
los de traslado y acomodo del material,
refiriendose esto especialmente al
"encapsulado" o preparación de guias.
De acuerdo a los reglamentos todo polvorin debe
contar con extinguidor en buenas condiciones y
con las herramientas anti-chis.pa que sean
necesarias para la apertura y manipuleo de
cajas o envases y con_ vigilancia efectiva. No
se permitirá fumar o hacer fuego en un polvorin
o en su alrededor.
1.3. Transporte de explosivos y detonadores.- En el
transporte es fundamental reducir los riesgos
de incendio, detonación, robo y manipuleo por
personas no autorizadas; debe ser efectuado
solo por personas competentes con suficiente
conocimiento de su sensibilidad y efectuarse
sólo en vehiculos en perfectas condiciones de
rodaje, llevando los banderines, extinguidores
y demás implementos de reglamento.
Los explosivos transportados en camión abierto
deberán cubrirse con una lona para tanto
prevenir pérdidas como el deterioro por lluvia.
221
Cualquier detonador o retardo
independientemente de .su construcción es muy
sensible al daño mecánico y debe ser tratado
con mucho cuidado.
Se evitará el maltrato del material por los
operarios encargados de cargar o descargar el
vehículo, los que muchas veces por
desconocimiento o apuro arrojan las cajc!,s al
suelo o las estiban desordenadamente.
En los últimos años se viene promocionando los
llamados "explosivos de seguridad", como los
agentes NCN, emulsiones o hidrogeles,
mencionando su menor sensibilidad que las
dinamitas al detonador común y a explosiones
fortuitas. Hay que ser muy cautos al respecto
ya que si bién necesitan mayor energía para el
arranque no dejan de ser explosivos, y deben
ser tratados con las mismas normas de cuidado.
2. RIESGOS PREDOMINANTES.
En los trabajos de voladura a cielo abierto
canteras, carreteras, obras civiles, domoliciones,
etc., los riesgos predominates son: la proyección de
fragmentos volantes, vibraciones. Mientras que en
los de subterráneo son los desploms y el gaseamiento
por los humos dela explosión. En ambos tipos de
operación pueden ocurrir fallas de disparo: como
tiros prematuros o retardados, tiros soplados y
tiros cortados.
Los tiros prematuros pueden ocurrir por: mal trato
del explosivo o de los detonadores; efecto de
descargas eléctricas y corrientes vagabundas sobre
222
detonadores eléctricos no aislados; encendido
incorrecto, uso de guias de seguridad de tramos muy
cortos.
En subterráneo, los accidentes más serios que pueden
ocurrir durante la perforación y carga de explosivo
son: La detonación prematura de uno a todos los
taladros de una tanda y colapso o desprendimiento de
rocas del techo o paredes de la galería, razón por
la que jámas se debera iniciar un trabajo si la
labor no ha sido previamente "desquinchada" y
asegurada.
En superficie, el transito de vehículos y personas
sobre las lineas de cordón detonante y accesorios de
disparo, aún sin llegar al extremo de una explosión,
puede malograr una voladur� bién planificada.
otro riesgo latente en la carga es en el empleo de
equipos de carga con aire comprimido y manguera para
el ANFO, ya que el rozamiento puede originar cargas
electroestáticas lo suficientemente activas para
hacer
esta
estallar
:r-azón
prematuramente
solo deben
el fulminante, por
emplearse mangueras
antiestáticas o semiconductoras además de conectar
al equipo cargador con linea a tierra.
223
DISPARO.- Antes de proceder al disparo se deben
verificar todos los empalmes o conexiones del tiro,
observar que no queden restos de explosivo,
accesorios ni herramientas abandonados, Librar los
equipos que estan cerca al disparo, y asegurar que
todo el personal se haya retirado a un lugar
protegido.
La proyección de fragmentos volantes representa un
serio problema en la voladura superficial, no solo
por los hombres que pueden ser impactados y heridos,
si no también por los equipos o instalaciones que
pueden ser dañados. Puede originarse por exceso de
carga explosiva, falta de taco, roca muy suelta o
fisurada o también disparo con retardos muy largos
entre taladros.
En la �oladura de taladros de gran diámetro y poca
profundidad denominada "Voladura de crater", la
menor proporción entre altura de banco y diámetro de
hueco no permite mantener un "taco
igual longitud que el "Burden",
sin carga"
como en
de
la
convencional, ya que resultaría en muy bajo factor
de carga y deficiente rendimiento del disparo. Esto
obliga a compensar el factor cargando los taladros
hasta muy cerca de la superficie lo que
lamentablemente produce fuerte proyección de
fragmentos volantes. Por ésta razón como medida de
precaución se tratará de evitar su ocurrencia.
El mismo problema presenta la voladura secundaria de
plasta y cachorros. Como los fragmentos volantes
viajan a .. distancias y en direcciones impredicibles,
se debe tener especial cuidado en la evacuación de
personas y equipos a la mayor distancia de
"seguridad" posible, y colocar vigias bien
instruidos en todos los accesos al área de disparo.
3. TIROS FALLADOS
Son un punto especial en voladura, a pesar de todas
las recomendaciones de preparación y disparo todo
dinamitero eventualmente se encontrará con este
problema que por lo general afecta a uno o más
taladros de un tiro, y debe estar preparado para
solucionarlo. Se diferencian tres tipos:
3.1. Tiro retardado: Es el queno sale a su tiempo o
junto con el resto de una tanda. Presenta grave
224
riesgo para el personal que reingrese al frente
del disparo, sin haber dejado pasar un tiempo
prudencial.
No es común y puede ocurrir por; defecto del
detonador del retardo y por mecha de seguridad
defectuosa o demasiado lenta. Menos factible
por deterioro del explosivo.
3.2. Tiro soplado: Es un tiro que sale sin fuerza,
no hay rotura ni empuje adecuado del material.
El explosivo es expulsado del taladro o
simplemente deflagra sin llegar a detonar.
Generalmente ocurre por mala dosif icaci6n de
la carga o mala selección del explosivo .. ,
respecto a la dureza de la roca, mal atacado,
falta de potencia del iniciador, falta de taco
inerte o uso de explosivo húmedo.
3.3. Tiro cortado: Es tiro que no sale por falla de
cualquiera de los elementos principales;
iniciador, guia. o explosivo. Es muy peligroso
porque deja testigos que deben eliminarse para
poder continuar el trabajo.
CAUSAS. Pueden originarse por:
3.3.1 Fallas de iniciador con fulminante.
Pueden ser por falla de fábrica; falta
de fuerza para iniciar ; mal ajuste de
la mecha; demasiada separación entre la
pólvora de la mecha y la carga del
fulminante; deterioro por humedad;,
extremos de la mecha desilachados y
falla del conector de mecha rápida .
225
226
Con detonantes eléctricos; por malos
empalmes, corto circuí to o escapes a
tierra, falta de fuerza del detonador,
falta de potencia del explosor,
detonadores defectµosos, circuitos mal
diseñados o tiempos de retardo
inadecuados, y por el empleo de
detonadores de diferentes tipos o
marcas en un mismo disparo.
3.3.2 F�llas de la mecha o del · cordón
detonante.
fabricación:
Fallas por
por
defecto de
ejemplo:
discontinuidad del alma de pólvora o de
pentrita; velocidad de quemado
irregular, fallas en la cobertura o
forro que permitan el humedicimiento
del explosivo; rompimiento bajo tensión
al ser estirado e irregularidades en el
diámetro exterior que no permitan el
perfecto ajuste del fulminante. Fallas
por mal trato: doblez o aplastamiento;
corte con navajas sin filo o con golpe
de piedras, y cortes de las líneas
tendidas por piedras o fragmentos
volantes durante el disparo.
3.3.3 Fallas del explosivo.- Son menos
comunes, podrían ocurrir por uso de
explosivo en malas condiciones,
deteriorado o humedecido, debido a
almacenaje muy prolongado en ambiente
inadecuado.
Condiciones ambientales; se observa que
algunos explosivos tienden a perder
cualidades cuando son empleados en
condiciones ambientales adversas de
fr1o, calor e, incluso, altitud, as1
muchos hidrogeles pierden sensibilidad
y capacidad de trasmisión en lugares
elevados y muy fr1os, otros se
descomponen en ambientes calurosos y
húmedos.
La trasmisión o simpat1a puede
interrumpirsepor un gap excesivo entre
cartuchos, o por un cuerpo extraño en
el taladro, haciendo fallar a parte de
la columna explosiva.
Sensitividad.
inadecuado ó
El uso de
insuficiente
iniciador
para un
determinado explosivo no permitirá su
arranque,
voladura
ejemplo,
tratando
un
de
agente de
ser iniciado
directamente con un fulminante común.
Igualmente un atacado· exagerado puede
insensibilizar al explosivo al
incrementarle la densidad en forma
excesiva.
Uso de explosivo inadecuado para
determinado trabajo: ejemplo ANFO o
dinamita
submarino.
4. TRATAMIENTO DE FALLAS
Medidas generales:
amoniacal para trabajo
Esperar un tiempo prudencial antes de acercarse al
frontón, (usualmente 30 minutos).
227
Retirar a todo personal no necesario o no
vinculado al trabajo de eliminación de tiros
fallados.
228
- Dar parte inmediato del problema al Departamento
de seguridad, al jefe general de mina, y a todo
personal para que no ingrese al lugar. Dar
instrucciones precisas a los vigias y dinamiteros
par efectuar una labor coordinada.
- Examinar el frente disparado· con cuidado en su
totalidad, ubicar los tacos quedados, buscar los
restos de explosivo y accesorios no explotados
entre los escombros de la voladura, recogerlos si
es factible y llevarlos a lugar seguro para
eliminarlos (los que se vean peligrosos se podrán
plastear).
- Después de terminada .la operación de limpieza, al
iniciarse la nueva perfbración se debe asegurar
que el personal no vuelva a taladrar en la huellas
de taladros anteriores aunque no se vea explosivo
en ellos.
5. GASES
Los gases tóxicos comprenden mayormente al monóxido
de carbono, óxido de nitrógeno y eventualmente
anhidrido sulfuroso, todos dañinos para la salud.
Diferentes explosivos generan diferentes cantidades
de estos gases de acuerdo a su composición química e
incluso a las condiciones ambientales del frente de
trabajo, por eso han sido clasificados en tres
categorias principales; de tipo lra. para uso en
cualquier labor subterránea; ,2da. para uso en
labores subterránea con ventilación forzada y Jra.
para uso en superficie. Las dinamitas corresponden
generalmente a las categorías 1 y 2 y los agentes de
voladura NCN como ANFO a la 3.
EVALUACION DE LA VOLADURA, SEGURIDAD
Despues del disparo y solamente despues de haber
pasado un tiempo prudencial el encargado de la
operación regresará al lugar de la voladura para
efectuar su .evaluación. Es en este momento que
deberá tener presentes los riesgos de gases tóxicos
remanentes, restos de explosivo o accesorios no
detonados (tiros fallados) y el desprendimiento de
bloques de rocas capaces de causar dafio. En estos
casos prohibirá el acceso al lugar hasta no haber
conjurado el peligro .
229
CAPITULO VII
CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES
l. Es de suma importancia las consideraciones geológicas de
las rocas, en las cuales se realizarán los trabajos de
voladura; Clasificación geológico y estructural,
alteraciones hidrotermales, propiedades en sí de las
rocas (Volumétricas, mecánicas y elásticas), que en su
conjunto nos dara la característica de la zona a volar,
que a su vez nos indicará su mayor o menor dificultad a
dejarse perforar y fracturar.
230
2. En la selección del explosivo, es de importancia conocer
la geología estructural de la roca y el tipo de energía
de explosivo ya sea el de "tensión" o "gases" que ha de
trabajar bien en dicha roca.
3. La voladura en los límites finales y su control basado
en el criterio de la "Velocidad pico de partícula" ha
dado buenos resultados; pues ha permitido un minado
seguro de los bancos inferiores y garantizado por lo
menos mantener e'l ángulo de límite final planeado del
tajo y conservar nuestras reservas de minerales situadas
en los niveles inferiores.
4. En lo que respecta a la voladura en los límites finales,
se deben realizar mediciones de "Velocidad pico de
partícula" para cada tipo de roca, y así encontrar las
constantes propias para dichas rocas, y el control de
voladura en los límites finales seran más óptimos.
5. La optimización de la voladura a travéz del ajuste por
tanteo es método generalizado que ha dado buenos
resultados, pues considerando las soluciones de los
problemas de voladura que se hallaran en el campo,
mencionados en el capitulo V del presente trabajo, se
procederá a ajustes de parámetros geométricos y/o carga
explosiva hasta encontrar los resultados deseados.
231
6. Las propiedades mecánicas y elásticas de las rocas, se
usan en el cálculo teórico de voladura en las diferentes
fórmulas propuestas.
7. El tipo de geologia estructural, como es el de la zóna
bloqueada dada en las rocas; Dacita aglomerada, Pebble
brecha, influye en el diseño de voladura, pues hará que
1a malla se reduzca.
8. La alteración hidrotermal es determinante en el diseño
de voladura; La argilitización en la diorita hace que la
roca sea fácil para la voladura, mientras que la
silicificación �n la dacita porfiritica hace que la roca
sea dificil.
9. Las fórmulas usadas en el cálculo teórico de parámetros
de voladura, que dan resultados cercanos a los
parámetros óptimos de voladura para el caso del tajo
Toquepala, son:
Para roca dura ; Las fórmulas de Pearse y de R.L. Ash,
proporcionan los parámetros geométricos, y de carga
respectivamente.
Para roca media; La fórmulas de R.L. Ash, y de Konya,
proporcionan los parámetros geométricos, y de carga
respectivamente.
Para roca suave; Las fórmulas de López-Jimeno, y de
Energias relativas, proporcionan parámetros de diseño de
voladura cercanos al óptimo !
232
C_APITULO VIII
BIBLIOGRAFIA
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