71721499-DISENO-VOLADURA-1_----

1

DISEÑOVoladuras a Cielo Abierto

Tercera Especialización 2.006

2

Diseño

Preparacióndel área

Afinamiento del diseño

Evaluacióndel resultado

Marcación de los barrenos

Labores dePerforaciónRemoción

Cargue de laVoladura

Resultado óptimo

de la voladura

Trabajo de EQUIPO

3

Objetivo

El objetivo esencial de la utilización de un explosivo en el arranque de rocas, consiste en disponer de una energía concentrada químicamente, situada en el lugar apropiado y en cantidad suficiente, de forma que liberada de un modo controlado, en tiempo y espacio, pueda lograr la fragmentación del material rocoso.

Los explosivos comerciales no son otra cosa que una mezcla de sustancias, unas combustibles y otras oxidantes, que, iniciadas debidamente, dan lugar a una reacción exotérmica muy rápida que genera una serie de productos gaseosos a alta temperatura, químicamente más estables, y que ocupan un mayor volumen.

4

Termoquímica de los Explosivos

Los procesos de descomposición de una sustancia explosiva son: la combustión propiamente dicha, la deflagración y, por último, la detonación.

Combustión; Desprendimiento de calor

Deflagración; Proceso exotérmico en capas a baja velocidad (menor de 1000 m/s).

Detonación; Proceso físico-químico caracterizado por su gran velocidad de reacción y formación de gases a elevadas temperaturas, que adquieren una fuerza expansiva.

5


Fases de la reacción química de los explosivos.

1. Explosivo sin reaccionar.

2. Detonación; Onda de Choque a alta presión se mueve a través de la zona de reacción.

3. Explosión; Los ingredientes explosivos se descomponen y cambian a gases.

4. Expansión; Los gases a alta presión comienzan a expandirse, ejerciendo fuerzas a través de la roca, las cuales causan el rompimiento de ella.

6


Energías generadas por la reacción de un explosivo.

1. Energía de Trabajo.

a. Energía de Choque.b. Energía de Gas.

2. Energía de Desperdicio.

a. Energía de Calor.b. Energía de Luz.c. Energía de Sonido.d. Energía Sísmica.

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... Continuación. Energías generadas por la reacción

a. Energía de Choque. (Energía de Tensión)

Es el resultado de la presión ejercida por la onda de detonación que se propaga a través de la columna del explosivo. Es una forma de energía cinética.

b. Energía de Gas. (Energía de Burbuja)

Es la presión que se ejerce sobre los barrenos debido a la expansión de gases después de que la reacción química ha sido completada.

8


Proceso de Rompimiento.

1. El explosivo detona y rápidamente se expande en el barreno creando altas presiones de gas en el barreno y altas concentraciones de tensión en la roca (stress).

2. La roca inmediatamente alrededor del barreno es comprimida y triturada por la alta presión del barreno.

3. Fisuras existentes son extendidas y se forman nuevas en la masa rocosa por tensiones generadas.

4. La alta presión de gas actúa como cuña y expande todas las fisuras.

5. La roca es desplazada hacia el paso de menor resistencia.6. Gas del explosivo se libera a la atmósfera, la roca

explotada cae por gravedad y forma el perfil de voladura.

9

Teoría Básica de Rompimiento de Roca

10

CLAVES para un resultado optimo de

Voladura

Hacer una adecuada distribución de energía.

Obtener el nivel de energía necesario para realizar el

trabajo.

Confinar adecuadamente la energía.

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Variables Controlables de las Voladuras

Las variables que son controlables en el cálculo y diseño de las voladuras las clasificamos en tres grupos:

Geométricas o de diseño (Diámetro, Longitud de carga, piedra , espaciamiento, etc.)

Químico - Físicas o del explosivo (Tipos de explosivo, potencia, energía, sistemas de cebado, etc.)

De tiempo (Tiempos de retardo y secuencia de iniciación)

12

Esponjamiento de la roca

Daniel Eduardo Cotes Quijano 13

Variables de Diseño

• H = Altura del Banco• D = Diámetro del barreno• L = Longitud del barreno• d = Diámetro de la carga• B = Piedra o Burden nominal• S = Espaciamiento nominal• LV = Longitud de la voladura• AV=Ancho de la Voladura

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Variables de Diseño

• Be = Piedra o Burden Efectiva

• Se = Espaciamiento Efectivo• T = Retacado• J = Sobreperforación• I = Longitud de carga• Tr = Tiempo de retardo

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0

1

2

3

1

2

3

LV

AV

B

J

Be

Se

HT

S

ESQUEMA DE VOLADURA EN BANCO

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Diámetro de los Barrenos

• Depende de los siguientes aspectos:

Características del macizo rocoso.Grado de fragmentación requerido.Altura del banco y configuración de

los cargas.Economía del proceso de

perforación y voladura.Dimensiones del equipo de carga.

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Diámetro de los Barrenos• Para lograr una excelente distribución de la

energía, utilizar diámetros de barreno (mm) igual a la altura del banco (m) multiplicado por 8. Para un H = 9 Mt. Usar un D = 9 x 8 =72 mm (3”)

• El diámetro máximo del barreno (mm) para una altura de banco conocida, debería ser igual a la altura del banco (m) multiplicada por 15.

Para un H = 9 Mt. Usar un D Máx. = 9 x 15 =135 mm (5”)

• A medida que aumentan los diámetros de los barrenos; el costo de la perforación, la carga y explosivos, generalmente disminuyen.

• Los barrenos de menor diámetro, distribuyen mejor la energía explosiva.

18


• Cuando el diámetro de perforación 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 la única ventaja que se obtiene es la mejor distribución del explosivo y por lo tanto un consumo especifico menor.

19


• Cuando los diámetros de perforación son grandes y por consiguiente los esquemas de perforación; la granulometría que se obtendrá en las voladuras, podrá llegar a ser inaceptable si la familia de diaclasas y discontinuidades presentan un espaciamiento amplio y conforman bloques.

20

Influencia en el esquema de perforación y de las discontinuidades en la producción de

grandes bloques

Bloques de roca diaclasada

21

Recomendación

• En tales casos se recomienda que el espaciamiento entre los barrenos sea menor que la separación media entre fracturas.

22


• El aumento de D va acompañado de las siguientes ventajas:

Elevación de la velocidad de detonación de los explosivos.

Disminución del costo global de perforación y voladura.

Mayor rendimiento de la perforación (m3 volados/ml perforados).

Aumento del rendimiento de la excavadora.

23

Diámetro de los BarrenosLa longitud del retacado T aumenta con el

diámetro de perforación D, pudiendo llegar a constituir la parte alta del barreno, una fuente potencial de formación de bloques.

En rocas masivas, cuando la longitud de carga I (cm.) y el diámetro D (cm.) I/D < 60, el incremento de D tiende a aumentar la fragmentación.600 / 11.4 (4.5”) = 52 600 / 10.2 (4”) = 59.

Cuando I/D > 60 el incremento de D obliga a incrementar el consumo especifico si se quiere conservar la fragmentación.600 / 8.9 (3.5”)= 67 600 / 7.6 (3”) = 75

24


• En las voladuras a cielo abierto se utilizan diámetros desde 50 mm hasta 380 mm.

En obras públicas es habitual operar con valores desde 50 mm hasta 125 mm.

En la minería la tendencia ha sido incrementar este parámetro siendo los diámetros más utilizados desde 165 mm hasta 310 mm.

25

Track Drill Neumático

26

Track Drill Hidráulico

27

28

29

Track Drill de varios brazos

30

Cantera con explotación a cielo abierto

31

Altura del Banco• Deberá ser mayor en metros que el diámetro en

mm dividido por 15.D = 115 mm (4.5”) /15 = H >7.62 Mt.D = 102 mm (4”) /15 = H > 6.77 Mt.D = 89 mm (3.5”) / 15 = H > 5.92 Mt.D = 76 mm (3”) / 15 = H > 5.08 Mt.

• Cuando H es pequeña cualquier variación de la Piedra (B) o el espaciamiento (S) tiene una gran influencia en los resultados de voladura.

• Cuando H aumenta, manteniendo el B constante, el espaciamiento puede incrementarse sin verse afectada la fragmentación.

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Altura del Banco

• Si las alturas de banco son muy grandes, pueden presentarse problemas de desviación de los barrenos que afectan no solo la fragmentación de la roca, sino que incluso aumentarán el riesgo de generar fuertes vibraciones, proyecciones y sobreexcavación, pues la malla de perforación (B x S) no se mantendrá constante en las diferentes cotas del barreno.

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Índice de Rigidez

El índice de rigidez del paralelepípedo de roca situado delante de los barrenos tiene una gran influencia en los resultados de las voladuras.• Si H/B es > = 3 Resultados óptimos.• Si H/B es < = 1 Fragmentación gruesa

con problemas de repiés y sobreexcavación.

• Si H/B es = 2 se aminoran estos efectos.

34

Índice de Rigidez

• Altura banco: 10 m.• Diámetro : 311mm.• Burden : 10m.• Taco : 7 m.• Dist. Energía : 30%.• Indice Rigidez: 1.

Mala Distribución de la Energía

35

Índice de Rigidez

• Altura banco: 10 m.• Diámetro : 145mm.• Burden : 5m.• Taco : 3,5 m.• Dist. Energía : 65%.• Indice Rigidez: 2.

Distribución Aceptable de la Energía

36

Índice de Rigidez

• Altura banco: 10 m.• Diámetro : 92mm.• Burden : 3,3m.• Taco : 2,3 m.• Dist. Energía : 77%.• Indice Rigidez: 3.

Buena Distribución de la Energía

37

El índice de rigidez es el cuociente entre la altura del banco y el Burden. Con la ayuda de este cuociente se puede establecer a priori,

aproximaciones de los efectos adversos

INDICE DE

RIGIDEZ

FRAGMEN-TACIÓN

ONDA AEREA PROYECCIO-NES

VIBRACIO-NES

NOTA

1 POBRE SEVERO SEVERO SEVERO

Rediseñar

2 SUAVE SUAVE SUAVE SUAVE Rediseño pos.

3 BUENO BUENO BUENO BUENO Buena Frac.

4 Excelente

Excelente Excelente Excelente

Optimo

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VENTAJAS DE LA PERFORACION EN ANGULO

Mala fragmentación

Energía útil

Energía desperdiciada

39

RETACADO• Debe ser desde 0,7 a 1,3 veces la dimensión de la Piedra o

Burden. Para un B = 2.5 Mt. T mínimo = 1.75 Mt. T máximo =

3.25

• Si el diámetro de la carga en mm. dividido por la longitud del taco en m. Es > a 55 se puede producir un flyrock y ventilación prematura.

Para un D = 89 mm (3.5”) T = 2.5 Mt. 89/2.5 = 35.56

T = 2 Mt. 89/2 = 44.45 T = 1.5 Mt. 89/1.5 = 59.26

• Las rocas molidas contienen la energía explosiva mejor que el detritus de perforación.

• Los barrenos húmedos requieren un taco mayor para la contención de la energía que los barrenos secos.

40

RETACADO

• En la práctica, las longitudes óptimas de retacado (T) aumentan conforme disminuyen la competencia y calidad de la roca, variando entre 20D y 60D.Para D = 89 mm (3.5”) T máx. = 5.33 Mt. T min. = 1.77 Mt.

• Siempre que sea posible debe mantenerse una longitud de retacado mayor a 25D, para evitar problemas de onda aérea, proyecciones, cortes y sobreexcavaciones.Para D = 89 mm (3.5”) T > 2.22 Mt.

41

SOBREPERFORACIÓN

• Es la longitud del barreno (J) por debajo del nivel del piso, que se necesita para romper la roca a la altura del banco y lograr una fragmentación y desplazamiento adecuado, que permita al equipo de carga alcanzar la cota de excavación prevista.

• Si J es pequeña no se producirá el corte en la rasante proyectada, aparecen repiés y aumentan los costos.

42

SOBREPERFOFORACIÓN

• Equivale a la distancia del Burden desde 0,3 hasta 0,5B.Para un B = 2.5 Mt. J máx. = 1.25 Mt J mim. = 0.75 Mt.

• Para mejorar la fragmentación la carga iniciadora del barreno no debe ser colocada en la subperforación.

43

SOBREPERFOFORACIÓN

• Si J es excesiva se producirá:

Aumento de costos de perforación y voladura.

Incremento en el nivel de vibraciones.

Una fragmentación excesiva en la parte alta del banco inferior, que provocará problemas de sobreexcavación en las zonas finales.Normalmente J = 0.3B

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Reducción de la Sobreperforación con la inclinación de los barrenos

00

100

200

300

400

0,2B 0,3B 0,4B

INC

LIN

AC

IÓN

SOBREPERFORACIÓN

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Piedra y Espaciamiento• La piedra B es la distancia mínima desde

el eje de un barreno al frente libre y el Espaciamiento S es la distancia entre barrenos de una misma fila. Estas variables dependen básicamente de:

Diámetro de perforación.Propiedades de las rocas.Propiedades de los Explosivos.Altura del Banco.Grado de fragmentación y desplazamiento

del material deseado.

46

Piedra o Burden• Se han propuesto numerosas formulas para

calcular la Piedra B que tienen en cuenta uno o varios de los parámetros indicados anteriormente, todas proporcionan valores que oscilan entre 25 y 40D, dependiendo fundamentalmente de las propiedades del macizo rocoso.Para un D = 89 mm (3.5”)B min. = 2.22 Mt. B máx. = 3.56 Mt.

• Es muy importante que la distancia B sea la adecuada, cuando en la práctica este mayor o menor con respecto al teórico previsto, generalmente se debe a:

47

Piedra o Burden

Error de posicionamiento de los equipos.

Falta de paralelismo entre el barreno y la cara libre del banco.

Desviaciones del barreno durante la perforación.

Irregularidades en el frente del talud.

48

Piedra o Burden

• Si B es excesiva, los gases de la explosión encuentran mucha resistencia para agrietar y desplazar la roca, aumentando la intensidad de las vibraciones, porque parte de la energía se transforma en energía sísmica.

• Si B es reducida, los gases se escapan y expanden a una alta velocidad hacia el frente libre, provocando grandes proyecciones en forma incontrolada y provocando un aumento en la sobrepresión aérea y en el ruido.

49

Espaciamiento

• El espaciamiento S se calcula en función de la piedra B, del tiempo de retardo entre barrenos y de la secuencia de encendido.

• Si S es muy pequeño se produce un exceso de trituración y roturas superficiales en cráter.

• Si S es muy grande dan lugar a una fracturación inadecuada acompañada por problemas de repiés y un frente muy irregular.

50

Espaciamiento

• S fluctúa entre 1 -1,8 veces la distancia del Burden.Para B = 2.5 Mt.S min. = 2.5 Mt. S máx. = 4.5 Mt.

• Se obtienen buenas distribuciones de la energía usando 1,25 x B y configuración inclinada.S = 3.12 Mt.

• El agrietamiento primario paralelo a la cara libre puede permitir un espaciamiento mayor.

51

Preguntas ?

52

TREN EXPLOSIVO

Red de distribución de energía.

Iniciador del barreno

Carga iniciadora

Fuente de energía.

Carga Principal

Retacado

53

Esquemas de perforación

• Normalmente y por facilidad se emplean esquema Cuadrados o Rectangulares (Tresbolillo).

• Los esquemas más efectivos son los denominados TRESBOLILLO y entre ellos el mejor es el que forma triángulos equiláteros, por distribuir mejor la energía entre la roca. En este esquema produce la mejor fragmentación, con un S =1.15B

54

Ejemplo de esquema Cuadrado

55

Ejemplo de esquema Tresbolillo

56

Distribución de la energía

Patrón Cuadrado Patrón al Tresbolillo

57

Tamaño y Forma de la Voladura

• El tamaño debe ser lo más grande como sea posible, por las siguientes ventajas:

Disminución de los tiempos improductivos de los equipos de perforación y carga.

Menor longitud porcentual de la zona perimetral de las voladuras, donde se produce una fragmentación más deficiente debido a:– Encontrar bloques preformados por voladuras

anteriores.– Al escape prematuro de los gases por grietas

existentes.– Mayor tiempo de supervisión y control.

58

Tamaño y Forma de la Voladura

• En general las voladuras de hileras múltiples son mejores que las de una sola fila.

• Con un frente libre, la relación LV/AV debe ser > 3. 10/3=3.3 20/6=3.3 40/13= 3.1

• Con dos frentes libres las voladuras deben diseñarse con LV/AV > 2 < 310/4=2.5 20/9=2.2 40/16= 2.5

59

Configuración de las Cargas

• Cuando los barrenos sean de pequeña longitud se deben usar columnas continuas de explosivo, pero si son de bastante profundidad la mejor relación costo efectividad se obtendrá con cargas espaciadas.

• Harries y Hagan ((1.979) demostraron que la tensión de una carga aumenta, cuando la relación I/D se incrementa de 0 a 20, permaneciendo constante a partir de ese valor.

• De esta forma con I/D = 20 se obtendrá la fragmentación máxima.I = 20 x D = 20 x 89 = 1.78 Mt.

60


• Así por ejemplo en una carga continua con un I/D de 52 no son mejores los resultados que una carga espaciada con I/D de 20 y un tacado de 12D.

• Sin embargo la utilización de cargas espaciadas puede afectar el rendimiento de cargue como consecuencia del menor desplazamiento y esponjamiento del material. Donde este condicionante no existe dependerá de la diferencia entre el ahorro potencial de explosivo y el tiempo, grado de complejidad y costo de iniciación añadido a la columna seccionada.

61


• El atractivo de las cargas espaciadas aumentara cuando:

Los explosivos se encarezcan.El retacado pueda mecanizarse.Las vibraciones constituyan una

limitación y sea preciso disminuir las cargas operantes mediante el seccionado y secuenciado del explosivo dentro de un mismo barreno.

En voladuras a Cielo Abierto, las alturas de banco mínimas para dividir la columna en forma efectiva debe ser H/D > 70. H > 70 x D H > 70 x 89mm > 6.22

62

Columnas de carga continuas y espaciadas

52D

25D

20D

20D

12D

25D

63

Empleo de Cargas Puntuales en la zona de

Retacado

Carga Cilíndrica Alargada

CargaPuntual

64

Barrenos auxiliares para ayudar a fragmentar en la parte alta del banco

1 2 3 4 5 6

65

Para mejorar la fractura superior

Paso No. 1Aumentar la longitud de la carga manteniendo el confinamiento del explosivo y/o reduciendo el tamaño del patrón.

AumentaReduce

66


Paso No. 2Colocar una carga explosiva pequeña en la zona dura.Si se utilizan retardos hacia abajo del barreno se debería detonar la capa 25 ms antes de la capa principal.

67


Paso No. 3Perforar barrenos satélites entre las perforaciones de producción y si es posible cargar hacia el interior de la zona dura.

68

Cantera con explotación a cielo abierto

69

Tipo de Explosivos.

• Básicamente lo determina las propiedades de las rocas que se desean fragmentar y el tipo de explosivos que se encuentran en el mercado.

• Cuando se trabaja en roca masiva se debe emplear un explosivo de mayor potencia y velocidad de detonación.

• En rocas intensamente fracturadas o estratificadas se deben emplear de baja velocidad de detonación y de baja densidad.

70

Distribución de los Explosivos en los barrenos

• La energía necesaria para que se produzca la rotura de la roca no es constante en toda su altura pues debe superar la resistencia a la tracción y la resistencia al cizallamiento.

• La energía especifica en el fondo del barreno debe ser de 2 a 2,5 veces superior a la energía de la columna.

71

Distribución de los Explosivos en los barrenos

• La carga de fondo debe tener como mínimo una longitud de 0,6 B. Según Langefors, prolongar la carga de fondo por encima de una longitud igual al valor de la piedra no contribuye apreciablemente a la rotura. Por lo que la carga inferior debe estar entre 0,6 y 1,3 B.

72

Consumos Específicos (CE)

Tipo de Roca Consumo Especifico

Kg/m3

Rocas masivas y resistentes

0.6 – 1.5

Rocas resistencia media 0.3 – 0.6

Rocas muy fracturadas, alteradas o blandas

0.1 – 0.3

73

VOLADURAS EN BANCOSegún Langefors y Kihiström

De pequeño diámetro:Entre 65mm y 165 mm 2,5” y 6,5”

De gran diámetro: Entre 180mm y 450mm 7,0” y 17”

74

De Pequeño Diámetro

• Sus aplicaciones más importantes son:

• En la Explotación de Canteras,• Excavaciones de Obras Públicas,• Minería de Cielo Abierto de

pequeña escala.Las cargas del explosivo son cilíndricas alargadas con una relación I/D > 100 y se utilizan dos tipos de explosivos, uno para la carga de fondo y otro para la carga de columna.

75

Diámetros de Perforación

• Depende de la producción horaria y de la resistencia de la roca.

• Los costos en la mayoría de los casos disminuyen con el aumento del diámetro.

76

DIAMETRO DEL

BARRENO

PRODUCCION HORARIA (m3b/h)

Roca blanda-media < 120MPa

Roca dura-muy dura >120 MPa

65 mm 190 60

89 mm 250 110

150 mm 550 270

77

Altura del banco.

• La altura del banco es función del equipo de carga y del diámetro de perforación.

• Por cuestiones de seguridad, la altura máxima de un banco en minas y canteras debe ser 15 metros y solo para aplicaciones especiales, como en voladuras para escollera.

78

ALTURA DEL

BANCO H (M)

DIAMETRO DEL

BARRENO (MM)

EQUIPO DE CARGA

RECOMENDADO

6 - 10 65 - 90 PALA DE RUEDAS

10 -15 100 -165 EXCAVADORA HIDRAULICA

79

Piedra y Espaciamiento

B es función del diámetro de los barrenos, de las características de las rocas, y de los tipos de explosivos empleados.Los valores de B oscilan entre 33 y 39 veces el diámetro del barreno, dependiendo de la resistencia de la roca a compresión simple y a la altura de la carga de fondo.

S entre los barrenos de una misma fila varia entre 1,15 B para rocas duras y 1,30 B para rocas blandas.

80

VARIABLE DE DISEÑO

RESISTENCIA A COMPRESION SIMPLE (MPa)

Blanda < 70

Media 70 -120

Dura 120-180

Muy dura >

180

B PIEDRA

39 D 37 D 35 D 33 D

S ESPACIAMIENT

O

51 D 47 D 43 D 38 D

T RETACADO

35 D 34 D 32 D 30 D

J SOBREPERFOR

A-CIÓN

10 D 11 D 12 D 12 D

81

Inclinación de los barrenos

• Las maquinas de perforación permiten inclinación de las torres con ángulos de hasta 20 grados e incluso mayores con respecto a la vertical.

• La longitud del barreno L aumenta con la inclinación, pero por el contrario la Sobreperforación J disminuye con esta.

• L = H/Cosb + (1 – b /100) x JDonde b es el ángulo con respecto a la vertical en grados

82

Distribución de cargas

• La energía por unidad de longitud en el fondo debe ser 2 a 2,5 veces superior a la energía requerida para la rotura de la roca frente a la carga de columna y en función de la resistencia de la roca.

• La altura de la carga de columna se calcula por diferencia entre la longitud del barreno y la suma del retacado y la carga de fondo.

• Los consumos específicos varían entre 250 y 550 gramos por metro cúbico, para los cuatro grupos de roca considerados.

83

VARIABLE DEDISEÑO

RESISTENCIA DE LA ROCA (MPa)

Blanda

< 70

Media 70 - 120

Dura 120 - 180

Muy dura >180

Longitudde la carga de fondo

30D 35D 40D 46D

84

Concentraciones lineales de carga para el ANFO e

Indugel Plus APDiámetro del

BarrenoDensidad de carga

g/cm3

Pulgadas mm ANFO Indugel AP

2 50,80 1,62 2,432 1/4 57,15 2,05 3,082 ½ 63,50 2,53 3,80

2 3/4 69,85 3,07 4,603 76,20 3,65 5,47

3 ¼ 82,55 4,28 6,423 ½ 88,90 4,97 7,45

85

Concentraciones lineales de carga para el ANFO e

Indugel Plus APDiámetro del

BarrenoDensidad de carga

g/cm3

Pulgadas mm ANFO Indugel AP

3 ¾ 95,25 5,70 8,55

4 101,60 6,49 9,73

4 ½ 114,30 8,21 12,31

5 127,00 10,13 15,20

5 5/8 142,88 12,83 19,24

6 152,40 14,59 21,89

86

Densidades aproximadas de distintos materiales

MATERIAL Densidad Suelto-banco

(t/m3)

Factor Volumétrico de

conversión

Porcentaje de expansión

BAUXITA 1,42 – 1,89 0,75 33 %

ESCORIA 0,56 – 0,86 0,65 54 %

CALIZA 1,54 – 2,61 0,59 70 %

ARCILLAEstado Natural

SecaHúmeda

1,66 – 2,021,48 – 1,841,66 – 2,08

0,830,810,80

22 %25 %25 %

ARCILLA Y GRAVASeca

Húmeda1,42 – 1,661,54 – 1,84

0,860,84

17 %20 %

GRANITO FRACME

1,66 – 2,73 0,61 64 %

BASALTOS FRACM

1,75 – 2,61 0,67 49 %

CARBON 0,95 – 1,60 0,74 35 %

87



(t/m3)


conversión

Porcentaje de expansión

ROCA ALTERADA

75% roca 25% tierra

50% roca 50% tierra

25% roca 75% tierra

1,96 – 2,791,72 – 2,281,57 – 1,06

0,700,750,80

43 %33 %25 %

GRAVANatural

SecaSeca de 6 a 50

mmMojada de 6 a 50

mm

1,93 – 2,171,51 – 1,691,69 – 1,902,02 – 2,26

0,890,890,890,89

13 %13 %13 %13 %

ARENA Y ARCILLA

1,60 – 2,02 0,79 26 %

YESO FRACMENT.

1,81 – 3,17 0,57 75 %

ARENISCA 1,51 – 2,52 0,60 67 %

88



(t/m3)


conversión

Porcentaje de

expansión

MINERALES DE HIERROHematíesMagnetita

Pirita

2,46 – 2,912,79 – 3,282,58 – 3,03

0,850,850,85

18 %18 %18 %

ARENASeca

HúmedaEmpapada

1,42 – 1,601,69 – 1,901,84 – 2,08

0,890,890,89

13 %13 %13 %

TIERRA Y GRAVASeca

Húmeda1,72 – 1,932,02 -2,23

0,890,91

13 %10 %

TIERRA VEGETAL 0,95 – 1,37 0,69 44 %

TACONITAS 2,43 – 5,61 0,58 74 %

89

90

Ejemplo de aplicación

• En una cantera se extrae roca con una resistencia a la compresión simple de 150 MPa en bancos de 10 metros de altura. La perforación se realiza con equipo rotopercutivo de martillo en cabeza con un diámetro de 89 mm. Los explosivos están constituidos por Indugel Plus AP encartuchado de 75 mm de diámetro y ANFO a granel, con unas densidades respectivas de 1,2 y 0,8 g/cm3.

• Se desea determinar el esquema de perforación y la distribución de cargas, manteniendo los barrenos una inclinación de 20º.


Normativas asociadas al control de daño a instalaciones y edificaciones

cercanasNorma sueca

La normativa sueca entrega una guía para determinar los valores máximos a los cuales puede estar sometida una estructura, basada en diferentes parámetros característicos de construcción de la estructura a evaluar y de las características del tipo de roca en donde se encuentra empotrada dicha estructura.

De esta manera los valores límites quedan establecidos de la siguiente manera:

V = Vo x Fk x Fd x FtDonde:V : límite máximo de partícula permitidaVo: velocidad característica del terreno en mm/sFk: factor de calidad de la construcción Fd: Factor de distanciaFt : factor de duración del proyecto

92

Normativas asociadas al control de daño a instalaciones y edificaciones cercanas

Descripción de parámetros:

- Tipo de suelo Vo (Pul/sg)(mm/sg)

Morrena suelta, arenas, arcillas 0,72 18

Morrena firme, limonitas suaves 1,40 35

Granito, gneiss 2,80 70

La velocidad característica del terreno puede ser calculada como:

Vo = Cp/65, donde:

Cp : Velocidad sísmica de la onda P.

- Factor de calidad de la construcción FkEste factor se define como:

Fk = Fb x Fm

93

Normativas asociadas al control de daño a instalaciones y edificaciones cercanas

Fb se obtiene de la siguiente manera:

Clase Tipo de estructura Fb

1 Estructuras pesadas o defensa civil1.70

2 Edificios industriales o de defensa civil1.20

3 Edificios residenciales1.00

4 Edificios sensibles con grandes arcos0.65

5 Edificios históricos en mal estado0.50

Fm como:

Clase Tipo de materialFm

1 Hormigón reforzado con acero

1.20 2 Concreto no reforzado, ladrillo

1.00 3 Concreto aireado

0.75 4 Ladrillo y tabiqueria de madera

0.65

94

Normativas asociadas al control de daño a instalaciones y edificaciones

cercanas· Factor de duración del proyecto Ft

¨ Tipo de actividad Ft

Trabajos de construcción de túneles o cavernas 1.00

Trabajos estacionarios como minería 0.75-1.00

Factor de distancia Fd

El factor de distancia queda definido de acuerdo a la figura adjunta, donde:

Fd, para suelo tipo arcilla (N-1) :

Fd, para suelo tipo morrena (N-2) :

Fd, para suelo tipo roca (N-3) :

29.091.1 dxFd42.057.2 dxFd

19.056.1 dxFd

95

Factor de distanciaFactor de distancia (Fd), según tipo de suelo

0.1

1

10

Distancia (m)

Fa

cto

r d

e d

ista

nc

ia (

Fd

)

N-1N-2

N-3

96

Carga máxima por RETARDOde acuerdo a lo exigido por la Oficina de Minería Superficial Restauración y

observancia de Estados Unidos (OMSRE)

W = (3D/F)2

• W = Kilogramos de explosivo• D = Distancia en Metros a la

estructura más cercana que no se desee afectar

• F = Factor de distancia

97

Factor de distancia relacionado con la velocidad de vibración

Factor de distancia F V (pulg./seg.)10 2,5

11,5 2,020 0,8330 0,4340 0,2750 0,1960 0,1470 0,11

98

Guía paso paso para desarrollar diseños de voladuras

• Ejemplo de calculo.• Diámetro del explosivo (mm) = 102• Densidad del explosivo (g/cc) = 0,85• Energía explosiva AWS (J/G) = 3726• Densidad de la roca (g/cc) = 2,4• Altura del banco (m) = 9

99

Formulas para calculo de Voladuras(según Rodgers)

• Burden (m) = ((Den. del explosivo x 2/ Den. de la roca)+1,8)

x (diámetro del explosivo (mm) / 25,4) x 0,3048 =3,07 • Indice de rigidez del burden = Alt. del banco / Burden =2,9

• Espaciamiento (m) = Burden x 1,15 = 3,53

• Longitud del taco (m) = Burden x 0,7 = 2,15

• Distribución de la energía (%) = 1 - (long. del taco/alt. del banco)x100= 76,12

• Long. De la subperforación (m) = Burden x 0,3 = 0,92

• Longitud del barreno (m) = Alt. del banco + Subper. = 9,92

100

Formulas para cálculo de voladuras

(según Rodgers) (continuación) • Longitud del explosivo (m) =

Long. Del barreno - long. Del taco = 7,77

• Densidad de carga (kg/m) =

0,0031415 x Den. del explo. x (Diám. del explo. / 2)2 = 6,95

• Peso del explosivo (kg/perforación) = Den. de la carga del explo. x longitud del explosivo. = 53,98

• Energía explosiva (mj/perforación) =

(peso del explo. x energía explosiva AWS) / 1000 = 201,13

101

Formulas para cálculo de voladuras (según Rodgers)

(continuación)

• Volumen del tiro (Mt3/perforación) =Altura del banco x burden x espaciamiento = 97,56

• Masa del tiro (toneladas/perforación) = Volumen del tiro x densidad de la roca = 234,15

• Factor de potencia (kg/Mt3) = Peso del explosivo/vol. del tiro = 0,55

• Factor de potencia (kg/ton) =Peso del explosivo / masa del tiro =0,23

102

Formulas para cálculo de voladuras

(según Rodgers) (continuación)• Factor de potencia (ton/kg) =

Masa del tiro /peso del explosivo = 4,34• Factor de energía (kj/ton) =

(energía del explosivo por barreno x 1000)/ masa del tiro = 859

• Este diseño inicial debería ser afinado mediante voladuras de prueba para ajustarlo a las condiciones existes en la masa de la roca y a los requerimientos de fragmentación. Los factores de energía deberían fluctuar entre 500 y 1250 kj/ton. con un valor promedio para la primera voladura de 900 kj/ton.

103

Preguntas ?


Cebado

• Consiste en la operación de introducción de los detonadores dentro del búster (explosivo de alto poder que inicia el explosivo vaciado en las perforaciones), para luego colocar este cebo dentro del pozo.

105

EFECTO DEL CEBO O PRIMA

6.100

3.100

4.600

Barreno 165mm

Anfo APD

APD 900

APD 450

106

CONFIGURACION DE CEBOS

ZONAS DE BAJA DETONACION

TACO

EXPLOSIV0COLUMNA

EXPLOSIVOALTA VELOC.

107

POSICION DEL CEBO

ZONA INICIACION

ZONA REGIMEN

ZONA REGIMEN

108

SISTEMAS INICIADORES

Es una combinación de dispositivos explosivos y componentes accesorios diseñados para enviar una señal e iniciar una carga explosiva cuando ha sido adecuadamente instalada y activada desde una distancia segura.

109

NO-ELECTRICOS: (NONEL) Emplea tubos plásticos, recubiertos internamente con una sustancia reactiva la cual se transmite a 2.000 m/seg., tiene 3 mm de diámetro, pesa solo 5.5 g/m y posee un recubrimiento explosivo de 0.02 g/m. Ideal para voladuras silenciosas, donde hay riesgo de electricidad extraña o en condiciones de humedad, donde es dudosa la conexión eléctrica

110

Ventajas

• Es un sistema no eléctrico diseñado para operaciones de campo, con las siguientes ventajas :

–Seguridad–Flexibilidad–Tecnología

111

SEGURIDAD

• Elimina el riesgo de iniciación prematura, en laoperación de carguío de explosivo, debido a que en esta fase no hay detonadores en superficie.

• Elimina el riesgo de daño a detonadores durante el carguío del explosivo, además de tener la opción de retirar detonadores una vez conectados por retraso en el día de la voladura.

112

FLEXIBILIDAD

• Los detonadores de superficie y los del barreno son independientes.

• Es posible usar tubos de diferentescaracterísticas para barreno y superficie.

• Es posible cambiar secuencia de retardos una vez que se han cargado los barrenos.

113

TECNOLOGIA

• Conector con capacidad para 7 tubos.

• Excelente exactitud y precisión de los retados.

• Detonador de superficie fuerza 1.

• Detonador de superficie redondeado.

114

DISEÑOS DE VOLADURA CON SISTEMA DE INICIACIÓN NO ELÉCTRICO

Es claro que el sistema de iniciación no eléctrico por ser un sistema de iniciación de última generación, debe cumplir con dos objetivos fundamentales:

• Ser capaz de iniciar en forma infalible, todos los tiros de un diseño de disparo.

• Cumplir con los tiempos de salida de los disparos en la forma mas exacta con respecto a la secuencia programada

115

PARTICULARIDADES DEL SISTEMA DE INICIACIÓN NO ELÉCTRICO

• Es de uso seguro • Son mas fáciles sus conexiones • Presenta la menor dispersión posible

Tomadas en cuenta todas estas características, se pueden realizar los diseños de disparo con resultados mas eficientes en la minería actual, tanto de cielo abierto como subterránea.

116

DETONACIÓN SECUENCIADA

• La detonación secuenciada corresponde a la iniciación desfasada de los barrenos de acuerdo a un diseño predefinido; cada tiro posee un tiempo de salida.

• El orden de salida de cada barreno debe estar programado de tal manera que se aprovechen las condiciones del terreno, se minimicé el uso del explosivo y se obtengan los mejores resultados de voladura.

• El objetivo final de la voladura secuenciada es CREAR CARAS LIBRES.


PRICIPALES OBJETIVOS DE LA DETONACIÓN SECUENCIADA

• Controlar la energía explosiva disponible• Mejorar la fragmentación• Proporcionar alivio y controlar el

desplazamiento de la masa rocosa• Reducir la fractura dentro de la última línea

de barrenos y la fractura de los extremos• Controlar la vibración del suelo y la onda

aérea• Reducir los requerimientos de explosivo • Reducir los kilos de explosivo que detonan a

la vez

118

Consideraciones de diseño

• Sensibilidad del lugar Niveles aceptables de vibración a estructuras cercanas

• Fragmentación requerida.Una fragmentación uniforme generalmente requiere la producción de caras libres nuevas durante el proceso.Generalmente se obtiene una fragmentación óptima en roca masiva cuando se detona un barreno por retardo y el retardo entre las perforaciones de una misma fila es lo más cercano a 40 ms. Con un factor K de alrededor de 900 kj/tnEl retraso entre filas debería ser al menos 2 a 3 veces el retraso entre los barrenos de una misma fila.

119

Consideraciones de diseño• Desplazamiento de la pila de

material.La dirección del desplazamiento depende del camino que presenta menor resistencia a la energía explosivaLa secuenciación de los retardos no compensará un diseño de voladura inapropiado.Con un diseño apropiado, la secuencia de retrasos puede controlar la dirección y el grado de desplazamiento.Intervalos de retraso cortos (< 25 ms) entre los barrenos de una fila reducirá la fragmentación, pero mejorará el desplazamiento.Habitualmente se requieren intervalos de retardo más largos (> 150 ms) entre las filas para maximizar el desplazamiento.Con frecuencia el tipo de excavadora determinara el grado de desplazamiento requerido, lo que indicará el intervalo de retardo entre las filas de barrenos.

120

Tiempos de retardo

Sobre quiebre excesivo ymaterial lanzado sobre el banco

Apretado Difícil de excavar,mala fragmentación

Intervalo Insuficiente entre filas(menos de 6 ms / m de Burden)

Intervalo Insuficiente entre filas(menos de 6 ms / m de Burden)

Contorno de la pilade material volado

Contorno delBanco volado

121

Tiempos de retardo Cont..

Sobre quiebre mediano

Apretado,compacto

Intervalo de tiempos cortos entrefilas (6 a 12 ms / m de Burden)

Adecuado para operación de Pala de cargue de material.

Intervalo de tiempos cortos entrefilas (6 a 12 ms / m de Burden)

Adecuado para operación de Pala de cargue de material.

Contorno de la pilade material tronado

Contorno delBanco tronado

122

Tiempos de retardo Cont...

Poco sobre quiebre

Suelto - bien tendido

Intervalo de tiempos entre filas (12 a 30 ms / m de Burden)

Adecuado para excavación decargador frontal

Intervalo de tiempos entre filas (12 a 30 ms / m de Burden)

Adecuado para excavación decargador frontal

Contorno de la pilade material tronado

Contorno delBanco tronado

123

Remoción del material volado

124


• Geología.Las capas débiles (vetas de barro) pueden interrumpir barrenos adyacentes no detonados.Las masas de roca muy fracturadas ventilan los gases explosivos en todas direcciones aumentando el potencial de interrupciones.Cuando se realicen voladuras en geología como las descritas, los intervalos de retardo entre las filas deberán ser mantenidos por debajo de los 60 ms.Las masas de roca blandas requieren más tiempo para su desplazamiento, de modo que se debe permitir más tiempo entre las filas para controlar la sobreexcavación (> 75 ms)

125


• Condiciones de aguaLas masas de roca saturadas (barrenos llenos de agua) transmiten la presión del agua desde el punto de detonación hacia las zonas circundantes, esta presión puede producir el desacoplamiento de la carga explosiva o aumentar su densidad hasta el punto que éste no detone (Presión de Muerte)

• Explosivos utilizadosLos explosivos de mayor densidad (>1,25 g/cc) que utilizan aire retenido para su sensibilización pueden dejar de detonar por efecto de la presión de detonación de los barrenos adyacentes, se debe tener precaución al utilizar estos productos, en agua, y usar retardos superiores a 42 ms.

126

Consideraciones de diseño• Simplicidad

Las configuraciones de retardo no deben ser tan complejas como facilitar que se hagan conexiones incorrectas.Los diseños complejos requerirán tiempo adicional para la evaluación de la secuencia y el control de las conexiones.

• CostoA medida que los diseños se hacen más complejos el costo del sistema de iniciación generalmente aumentara.Seleccione el intervalo de retardo entre las filas de barrenos en base a las prioridades anteriores.

• Seleccione el tiempo entre los barrenos de una fila en base a un tercio o la mitad del tiempo entre filas.

127

Conexión en terreno

75 ms

25 ms 75 ms

75 ms

75 ms

75 ms

75 ms25 ms

128

Diseño básico de secuencia de detonación

• Jerarquizar los parámetros del lugar que afectan el diseño de la voladura.

- Restricciones de vibración y onda aérea .- Calcular el peso máximo de la carga a ser usado por un periodo de retardo.- Condiciones de agua (desacoplamiento o desactivación por presión).- Explosivos usados (detonarán o serán desactivados por el efecto de presión).- Fragmentación (los diseños que producen buen desplazamiento también proporcionaran una buena fragmentación).- Geología.- Control de la pared.- Determinar la dirección y desplazamiento deseado.- El patrón de distribución para iniciar las filas debe ser perpenticular a la dirección de desplazamiento deseada.

129

Tabla de Control

0 3 6 9 12 15 18 21 24 27 30 33 36

Vibraciones mínimas

Limite de sobrequiebre

Fragmentación aceptable

Pila extendida

Pila suelta

Pila apretada

Densidad de explosivo >1,3

Pozos con agua

Roca muy fisurada

Roca fisurada

Estructuras en bloques

Roca masiva

Milisegundos por metro de Burden

130

Típicos intervalos de retardo entre filas

Roca masiva 42 a 210 msRoca con muchas grietas 17 a

65 msFisuras débiles, planos desplazados 17 a

42 msBarreno lleno de agua 17 a

50 msExplosivo de densidad superior a 1,3 g/cc

17 a 65 msMaterial compacto (desplazamiento) 17 a

35 msMaterial Suelto 35 a

80 msMaterial desparramado 80 a

210 msFragmentación media 35 a

65 msOptima fragmentación 42 a

120 msQuebradura hasta el fondo 65 a 210 msControl de Flyrock 42 a 150 msEscape mínimo de gases 42 a

130 msVibraciones mínimas 65 a 220 ms

131

Instrucciones• Determine los parámetros del lugar y lo que se espera

de la voladura• Encuentre el rango de intervalos de retardo que cubren

mejor todos los parámetros.• Puede que sea necesario dar prioridad a algunos

parámetros para determinar el rango más apropiado.• EJEMPLO

Se requiere un rango para roca con muchas grietas (17 a 65 ms)Se requiere el material suelto (30 a 80 ms)Con fragmentación hasta el fondo (65 a 210 ms)El tiempo óptimo de retardo sería de 65 msGeneralmente los intervalos de retardo entre los barrenos de una misma fila deberían ser de 1/3 a 1/2 del intervalo entre filas, de manera que el tiempo entre barrenos deberá ser entre 22 y 35 ms.

132

Consideraciones generales

• En voladuras de filas múltiples (> de 4 filas) el uso de intervalos cada vez más largos en las filas posteriores promoverá la formación de caras libres.

• Configuraciones con intervalos de más de 65 ms entre filas deberían utilizar retardos dentro de los barrenos para reducir la probabilidad de interrupciones.

• Los periodos de retardo superiores a 150 ms entre filas pueden producir una perdida prematura de confinamiento en los barrenos adyacentes no detonados.

• Los intervalos entre filas de menos de 35 ms pueden producir la eyección del taco, flyrocks y una excesiva sobreexcavación.

133

Consideraciones generales

• En el interior del barrenoSi se utilizan cargas iniciadoras múltiples en la misma columna explosiva, el retardo del fondo, generalmente es el menor para estimular la iniciación del fondo del barreno.Como la precisión es de suma importancia, todos los detonadores de la misma columna deberían tener el mismo periodo de retardo.

• PrecisiónAlgunos fabricantes producen detonadores de precisión corriente y de alta precisión; los primeros pueden detonar en una escala de 0 a 7%(una cápsula de 50ms puede detonar en cualquier momento entre 46,5 y 53,5 ms); los de alta precisión en una escala de 0 a 2%

134


• Control de la pared. Intervalos de retardo demasiado cortos entre los barrenos de una fila y entre hileras, puede producir sobreexcavación excesivaSi el retardo entre los barrenos de la última fila es inferior a 42 ms, las cargas pueden dañar la pared posterior. Un intervalo demasiado corto entre las filas (< 35 ms) facilitará la fractura atrás de la última línea de barrenos.

135

DAÑO DE LA PARED POR INTERVALO DE RETARDO

DEMASIADO CORTOS

Menos de 35 ms entre filas

sobreexcavación

Menos de 42 ms entre barrenos de una misma fila

Fractura excesiva atrás de la última línea de barrenos

136

Métodos para aumentar el control de la pared

• Se utilizan para controlar el exceso de sobrequiebre y ayudar la estabilidad de la pared.

• Se establece un plano de fractura a lo largo del perímetro de la excavación.

• Generalmente se utilizan tres métodos según la masa de la roca, el diámetro de la broca y la sensibilidad del lugar- Perforación en línea- Voladura amortiguada- Voladura de precorte

• Se deben utilizar perforaciones de amortiguación entre el plano de fractura y las perforaciones de producción para evitar el daño de la pared final.


Perforación en línea• Perforación de una línea de barrenos periféricos a

una distancia estrecha de unos de otros• En estos barrenos no se utilizan explosivos• No son mayores a 76 mm de diámetro• La distancia entre barrenos es igual de 1 a 4

veces el diámetro del barreno• En material agrietado es posible que no se

produzcan los resultados apropiados• Los barrenos de amortiguación deben ser

perforados de 0,5 a 0,75 el burden de producción y deben ser cargados con solo la mitad de la carga explosiva de los barrenos de producción.

• El espaciamiento de los barrenos de amortiguación será 0,75 veces el espaciamiento de los de producción.

• Es eficaz cuando la roca es de estructura masiva.

138

Voladura amortiguada o recorte

• Hilera única de barrenos de voladura de diámetros que fluctúan entre 38 y 89 mm

• Se dispara después que se excava la voladura de producción

• El taco actúa como un amortiguador alrededor de la carga explosiva en el barreno, para reducir el daño en la pared.

• Los barrenos son detonados simultáneamente.• El espaciamiento entre las perforaciones en

metros es igual al diámetro del barreno en mm dividido por 60

• El diámetro de carga es la 1/2 del diámetro del barreno.

• El espaciamiento de la carga en el interior del barreno es igual a la mitad del largo del cartucho.

• El burden es equivalente a 0,75 del burden de los barrenos de producción.

139

Voladura de Precorte

• Las perforaciones de precorte son detonadas antes que los barrenos de producción

• Puede producir una pared alta más definida.• Tiene un burden y un espaciamiento igual a la

mitad del de los barrenos de producción.• El peso de la carga (kg) por perforación es =

altura de la cara (m) x espaciamiento de barrenos (m) / 2.

• Se obtienen mejores resultados cundo la carga esta distribuida a lo largo del barreno.

• El diámetro de la carga = a la mitad del diámetro del barreno.

• La roca muy agrietada requiere un menor espaciamiento.


VOLADURAS CON UNA CARA LIBRE

CARA LIBRE CARA LIBRE

CUADRADO EN LINEA CUADRADO EN V

CONFIGURACIONES DE DISEÑO

0

1

2

0

1

2

3

23

4 4

1

5 5


CASO CON RETARDOS DISTINTOS EN EL FONDO

0

0

0

1

1

1

1

1 1

2 2

2 2

2 2

3 3

3 3

3 3

CONECTOR DE SUPERFICIE

CARA LIBRE


SISTEMA DE VOLADURA SILENCIOSA CON RETARDOS IGUALES EN EL FONDO Y

RETARDOS EN SUPERFICIE DE 35, 65 Y 150 ms.

0 3565 100130 165195 230

150 185215 250280 315345 380

Fuego

65 ms

150 msConector 35 ms

Conector 150 ms

Cara libre


VOLADURA CON DOS CARAS LIBRES

PATRON FILA POR FILADESPLAZAMIENTO DESEADO

0

1

2


Sistema de iniciación NO eléctrico, troncal de Cordón Detonante, Retardo en superficie con

Conectores de Superficie

Conector de superficie de 9 ms

Conector de superficie de 100 ms

0 9 18 27 36 45 54 63

100 109 118 127 136 145 154 163

209 218 227 236 245 254 263

Tiempos nominales


Conexión para una Voladura Silenciosa

Retardo de Superficie de 17 ms

Retardo de superficie de 52 ms

Retardo del fondo de 200 ms. Para todos los barrenosTiempo de superficie

0 17 34 51

52 69 86 103

104 121 138 155

Tiempo de detonación nominal

200 217 234 251

252 269 286 303

304 321 338 335


PATRON EN V

DESPLAZAMIENTO DESEADO.

Conector de superficie de 25 ms.Conector de superficie de 17 ms.Conector de superficie de 42 ms


PATRON EN V

TIEMPOS NOMINALES

0

42

5967

84

101109

118134

143151

160176

177201

202218

219

236

243

261

278

285 320


PATRON EN VVOLADURA SILENCIOSA

42 ms50 msCUS 65MS

0

42

5065

84

92

100

107

115

134

142

149

150

157

165

184

192

199

200

207

234

242

249 294

Tiempos Nominales


SALIDA EN ROMBO

Conectores de superficie de 42 ms.Conectores de superficie de 9 ms.

DESPLAZAMIENTO DESEADO

TIEMPOS NOMINALES

0 42

51

84

93

102

126

135

144

168

177

186

210

219

228

252

261

270

294

303

312

345

354 396


Tiempos de retardo

9 ms 9 ms 9 ms 9 ms 9 ms 9 ms

100 ms

100 ms

Desplazamientodeseado

Fila por Fila


Tiempos de retardo

Desplaz

amien

to

desea

do

Desplazamiento

deseado17

42

1742

25

2542 ms

17 ms

Chevron “V” del centro


Tiempos de retardo

Desplaz

amien

to

desea

do

42 ms

Echelon de “Esquina”

42 42 42 42 42 42

17 ms 17

17 17ms

17


Tiempos de retardo

Desplaz

amien

to

desea

do

Desplazamiento

deseado

42 ms 17 ms

Zig Zag

17 ms17 ms

42

42 42

17 ms


VOLADURAS DE ZANJAS

• Es necesario tomar medidas especiales en lo referente al control de las vibraciones y de las proyecciones.

• Son obras que normalmente su ancho esta entre 0.8 y 3 metros.

• Su profundidad oscila entre 0.5 y 5 metros.

• Su principal uso es: para la construcción de drenajes, servicios de alcantarillado, conducciones de agua, ductos eléctricos, gaseoductos y oleoductos.


VOLADURAS DE ZANJAS

• Estas voladuras requieren de consumos específicos de explosivo mayores al empleado en las voladuras en banco convencionales, debido al mayor confinamiento de la roca.

• Las mallas de perforación son mas cerradas, y sus diámetros de perforación son menores (32-65 mm)

• Es necesario utilizar sistemas de protección frente a las proyecciones.

• Los costos son mas altos respecto a las voladuras en banco.


VOLADURAS DE ZANJASDiámetros de Perforación.

Dimensiones de las zanjas (Mt.)

Diámetros de perforación (mm)

Ancho Zanja AZ < 1 MtProfundidad H < 1.5 Mt

32 - 45

Ancho Zanja AZ > 1 MtProfundidad H > 1.5 Mt

50 - 65


VOLADURAS DE ZANJASEsquemas de Perforación.

• Dependen básicamente de la excavación, se fija el valor de la piedra (Burden) en función del diámetro de los barrenos y el espaciamiento dependiendo del ancho de la excavación.


VOLADURAS DE ZANJASEsquemas de Perforación.

VARIABLE DE DISEÑO Diámetro de Perforación < 50 mm > 50 mm

Piedra - B 26 D 24 DVARIABLE DE DISEÑO Ancho de la Zanja – AZ

< 0.75 M, 0.75-1.5 M, 1.5-3 M

No. De Filas 2 3 4

Espaciamiento - S AZ AZ/2 AZ/2.6** En los barrenos de contorno se reduce el espaciamiento en un 20%.


VOLADURAS DE ZANJAS

• Sobreperforación = 0.5 * B (Piedra)Nota: nunca debe ser menor a 0.2 Mt.

• El Retacado = B (Piedra)• La inclinación es aconsejable para

favorecer la rotura en el fondo realizarla con ángulos con respecto a la vertical entre 26.5 y 18.5 grados (2:1 y 3:1)


VOLADURAS DE ZANJAS

• El explosivo mas adecuado es aquel que tiene una alta densidad y energía, con el fin de aprovechar al máximo la perforación efectuada (Indugel AP).

• Hay dos tipos de Zanjas, las convencionales y las suaves.

• Las convencionales tienen esquemas desalineados en las que los barrenos centrales se colocan por delante de los de contorno los que salen inmediatamente después; las cargas del explosivo en todos los barrenos son iguales. Las concentraciones de explosivo en la columna se disminuyen con relación con la de fondo en un 30%.


0,75

-1.5

m

1,5-

3,0

m

V1

V1/3

V1/3

V1


2 4 6 8 10

2 4 6 8

10 2 4 6 8 10

2 4 6 8 10

1 3 5 7 9

1 3 5 7 9 1 3 5 7 9

0,75

-1.5

m

1,5-

3,0

m

V1

V1/3

V1/3

V1


B

T = B

qf

qc = 0.25 a 0.35 qf

Voladura en Zanja Convencional.


VOLADURAS DE ZANJAS

• En las voladuras suaves los barrenos centrales van alineados con los de contorno y se utilizan cargas de explosivo distintas. En los centrales las cargas de columna y de fondo son mayores que los de contorno, mientras que el retacado se disminuye en los de contorno a una longitud de 10D.


0,75

-1.5

m

1,5

-3,0

m

B

S


0,75

-1.5

m

1,5

-3,0

m

B

S

0 2 4 6 8

0 2 4 6 8

0 2 4 6 8

1 3 5 7 9

1 3 5 7 9

1 3 5 7 9

1 3 5 7 9


qc = 0.4 qf

T = B T = 0.4B

qf

Voladura con Diseño en Zanja Suave


VOLADURAS DE ZANJAS

• Para calcular las longitudes de las cargas de fondo se utilizan las siguientes expresiones, donde H es la profundidad de la Zanja a excavar en Metros.

• Voladuras Convencionales (todos los Barrenos) 0.4 + ((H-1)/5)

• Voladuras Suaves (barrenos centrales) 1.3 (0.4 + ((H-1)/5))Barrenos de contorno 0.7 (0.4 + ((H-1)/5))


VOLADURAS DE ZANJAS

• En las voladuras en zanja convencional, la carga es mas sencilla ya que en todos los barrenos es igual y los niveles de vibración son menores, pero se produce una mayor sobreexcavación al tener los barrenos de contorno un ángulo de rotura menor y estar mas confinados.

• En las voladuras suaves la perforación es mas sencilla de replantear y se reduce el volumen de sobreexcavación en las paredes de la zanja, pero la carga de los explosivos se complica al ser distinta en los barrenos de contorno y laterales y los niveles de vibración son superiores como consecuencia de las mayores cargas de estos últimos.


Fragmentación Secundariay Voladuras Especiales

• Los fragmentos de roca de un tamaño excesivamente grande que se producen en las voladuras (sobretamaños), precisan ser fracturados para que puedan manipularse con los equipos de carga o para que puedan ser introducidos en la trituradora sin dar lugar a que se atasquen.

• Los métodos para esta fragmentación secundaria utilizados actualmente se clasifican en dos grupos:-Explosivos dentro de barrenos o adosados a la superficie.-Por medios mecánicos.


Fragmentación SecundariaCon Perforación de Barrenos

• Con Perforación de Barrenos.

Estos fragmentos de gran tamaño se perforan con martillos manuales o con carros ligeros, perforando barrenos de pequeño diámetro con una profundidad entre 1/2 y 2/3 del diámetro o dimensión mayor del bloque y paralelo a éste.Si estos fragmentos tienen un volumen superior a 2 Metros Cúbicos se recomienda perforar dos barrenos y detonarlos instantáneamente.Dependiendo del grado de enterramiento del fragmento (sobretamaño), el consumo específico con un tipo de explosivo tipo hidrogel va aumentando de 50 gr./m3 hasta los 200 gr./m3.



Tabla de Consumo Específico

Condiciones del Fragmento

Consumo Específico de Explosivo CE

(gr./m3 )

Descubierto 50 – 100

Semienterrado 100 – 150

Enterrado 150 – 200Si se emplean explosivos menos potentes

las cargas se aumentarán entre un 25 y un 50%.



Esquemas de Perforación.

Retacado

Carga

Cordón Detonante

Carga

Carga

Retacado

Retacado


Fragmentación SecundariaCon Cargas Superficiales

• La fragmentación colocando el explosivo en la superficie de los fragmentos de gran tamaño se lleva a cabo con cargas conformadas o, más habitualmente con cargas constituidas por varios cartuchos de diámetros pequeños.

• Es recomendable cubrir el explosivo con una capa de arcilla o arena de unos 10 cm. De espesor como mínimo, para reducir el ruido y conseguir la rotura de la roca con una menor cantidad de explosivo.

• Los consumos específicos normales oscilan entre los 700 y 1.000 gr./m3 para los explosivos gelatinosos.

• En el caso de no cubrir las cargas estas se incrementarán en un 25% aproximadamente.



Esquemas Colocación de la Carga.

Explosivo

Cordón DetonanteRecubrimiento de

Arena o Barro



• Las ventajas de este método son que no se precisan la perforación de los barrenos, las proyecciones son pequeñas y la ejecución es rápida.

• Las desventajas son que la cantidad de explosivo requerida es cuatro o cinco veces mayor a la del taqueo con barrenos, y su empleo esta limitado a áreas alejadas a zonas habitadas debido al intenso ruido y onda aérea que se generan.


Fragmentación SecundariaCon Minivoladuras

• Cuando se dispone de explosivos de alta potencia, el taqueo de los fragmentos (sobretamaños) se puede llevar a cabo perforando pequeños barrenos de 22 mm. De diámetro, usando consumos específicos del orden de 0.02 a 0.04 Kg./m3.

• Estas cantidades pueden reducirse hasta 0.01 – 0.02 Kg./m3, dependiendo de la forma y número de barrenos perforados.


Fragmentación SecundariaCon Minivoladuras

Esquema de Perforación

0.02 – 0.04Kg./m3

0.01 – 0.02 Kg./m3

Cuando los fragmentos están cubiertos de tierra se debe desenterrar una parte de este, para disponer de una cara libre y así lograr una mejor fractura.


Fragmentación SecundariaCon Cargas Conformadas

Direccionales• Estas se utilizan principalmente en las minas

subterráneas donde se producen habitualmente atascos en los puntos de evacuación del material volado, coladeros piqueras, etc.., el taqueo clásico resulta peligroso para el personal, costoso y lento.

• Se desarrollan unas cargas conformadas que al detonar se lanza contra los fragmentos , desde un punto alejado, un dardo metálico o disco balístico con suficiente energía para fragmentarlas y removilizar el material apelmazado.


Fragmentación SecundariaCon Cargas Conformadas

DireccionalesEsquema de Voladura

Empleo de Cargas Conformadas de Proyección.


Fragmentación SecundariaVoladuras EspecialesVoladuras en Zanjas de tierra.

• Las voladuras de Zanjas en tierra son frecuentemente utilizadas cuando los medios mecánicos de excavación no son aplicables, por ejemplo en zonas pantanosas y arboladas.

• El método consiste en utilizar cartuchos de explosivo para tener un consumo específico de 0.2 a 0.3 Kg. Cada uno, la distancia del espaciamiento es de 0.6 a 0.8 Mt. Y la perforación se realiza aproximadamente a la mitad de la profundidad deseada de la zanja.

• Los explosivos empleados deberán ser resistentes al agua en zonas pantanosas.

• La iniciación se suele hacer con una línea principal de cordón detonante, detonándose instantáneamente todas las cargas.


Voladuras EspecialesVoladuras en Zanjas de tierra.

Detonadores de igual número Cordón Detonante

Documents

71721499-DISENO-VOLADURA-1_----