Diseno de Voladura

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DISEÑO VOLADURA TUNEL

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INGENIERIA Y ESPECIFICACIONES TECNICAS DEL PROYECTO

I.- DISENO DE PERFORACION Y VOLADURA DE ROCA.Para l calculo del diseo de perforacin y voladura, tomaremos en cuenta los siguientes condiciones y parmetros:

La zona en estudio se encuentra enclavada dentro de la cordillera occidental de los andes.

Se cuenta con datos como el peso especifico de la roca, resultado de los anlisis de laboratorio de dicho material rocoso.

La zona en estudio cuenta con un definido tipo de roca que es la andesita, cuya resistencia a la compresin simple es de 1277.91 kg/cm2.

Los explosivos, agentes de voladura y accesorios de voladura propuestos han sido seleccionados en funcin de las condiciones de terreno como la hidrogeologa, tipo de roca y dimetro de los taladros a usar. La seccin del tnel se propuso por las siguientes condiciones: La mecanizacin en la operacin de limpieza (en funcin del tamao del equipo), el tipo de sostenimiento temporal a usarse, los peligros ergonmicos que ocasionan los espacios confinados.Por lo tanto el calculo de carga y diseo de malla de perforacion se estimara por el mtodo de ALGORITMO HOLBERG.DATOS DE LA ROCA

RC125MPaResistencia a comp. simple Roca

RQD60%ndice de calidad de Deere

c0.038m

v0.038mDimetro del taladro vaco

n3c/uN de taladros vacos (Arranque)

HT1.7mLongitud del taladro

W 1.8mAncho del tnel

H1.8mAltura del tnel

2.48Tn/m3 Densidad de la roca

Tipo de rocaVolcnica (Andesita)

PARMETROS DE LA PERFORACIN

c0.038mDimetro del taladro cargado

v0.038mDimetro del taladro vaco

n3c/uN de taladros vacos (Arranque)

e0.066mDimetro equiv. de taladros de alivio e = t(n)0.5

HT1.70mLongitud del taladro

%95%Porcentaje de avance

W 1.8mAncho del tnel

H1.8mAltura del tnel

A2.9m2rea seccin vertical

P6.7Permetro

3Inclinacin de los taladros de contorno

0.01m/mDesviacin angular

0.020mError de emboquillado

2.48Tn/m3 Densidad de la roca

TIPO DE ROCAVolcnica

DATOS DE LOS EXPLOSIVOS SELECCIONADOS

EXPLOSIVOConcent. lineal de carga*Calor Vol.Veloc.Potencias Dens.

det.gasesdeton.relativas

NombreCaractersticaQVv

Kg/mMJ/Kgm3/Kg/SLFBSanfoKg/m3

LFB DINAMITE50.85500011.191400

SEMEXSA E65%3.90.90850000.921.011120

EXAMN - P1.084.310.97638000.731.10950

1.1- Calculo de la potencia relativa por peso:

SLFB =5 Q / 6 Q0 + V / 6 V0Donde:

QEnerga especifica de det. del explosivo Anfo:4.31MJ/Kg

Q0Energa especfica de det. de la dinamita LFB :5.00MJ/Kg

VVol. especfico de det. a (CN) del explosivo Anfo:0.976m3/Kg

V0Vol. especfico de det. a (CN) de la dinamita LFB:0.85m3/Kg

SLFB =0.91Sanfo = SLFB / 0.84 =1.083Sanfo : Potencia (en peso) del explosivo A (Examon P) con respecto al Anfo Normal La profundidad de perf. ( HT ) esta en funcin del ancho de la labor por lo tanto se recomienda usar barreno de 6 pies de longitud cuando se emplean 3 taladros de alivio con dimetro 0.038 m en un corte cilndrico es:

HT = 1.7 m1.2- Calculo del avance efectivo:

Para una eficiencia de 95%: I (m)

I = 95% HT-0.15 = 1.47 m

1.3.-CALCULOS DE ESTANDARES PARA EL ARRANQUE

1.3.1- Calculo del burden:

En el clculo de voladuras, el parmetro mas importante a determinar es la distancia a la cara libre o Burden, existen muchas frmulas propuestas para tal clculo, hemos escogido la frmula de konya porque ella relaciona la perforacin, el explosivo y la roca que son los tres parmetros involucrados en la voladuraB = 1.82 e = 0.11B1 = B- ( HT + ) = 0.11-(0.01*1.7+0.020) = 0.073 m.1.2.- Calculo de la concentracin de carga

l1 = 55 T (B / e )1.5(B - e /2) (c / 0.4)/Sanfol1 = 55*0.038*(0.11/0.066)1.5(0.11 0.066/2) (0.5 / 0.4)/1.10 = 0.315kg/m1.3.- Calculo de la longitud y cantidad de carga.

Dimetro del taladro = 0.038m

Longitud del taladro = 1.7 m.

Longitud cargada =1.7-0.038*5 = 1.51 m.

Longitud de taco = 0.19

Cantidad de explosivo por taladro en el arranque.

Kg Anfo = 1.51*0.51= 0.78 kg de explosivo a granel/taladro.

1.3.2- Calculo de la abertura en el Arranque.

F = (HT + ) : Error de Perforacin.F = 0.01*1.7 + 0.02 = 0.037 m.

Los Valores de y se reemplazan de las tablas anteriores. A1 = (2)0.5 1 F) = 0.141 m2 ARRANQUE

EXPLOSIVO SELECCIONADO:EXAMON P

1.077Kg / m l del explosivo a granel

950Kg / m Dens. del explosivo a granel

0.022mDim. del cartucho del cebo:

0.038mDim. de los tal. cargados T

0.066mDim. equival. e

0.037mError de perf. : F = (HT +)

1.10Sanfo

0.50Kg/m3c

B = Si (F < 2, 1.7 e , ( B - (HT + ))) Burden mximo

B1 = B - F Burden prctico

l10.5141Kg/ml1 = 55 T ( B / e )1.5(B - e /2) (c / 0.4 )/Sanfo

B0.12mBurden mximo

B10.08mBurden prctico

0.78KgKg de explosivo a granel

0.19mLongitud sin carga :hV =5 x T

Emplear tacos inertes en la longitud sin carga

1.51mLongitud cargada hc

1.4.- CALCULOS DE ESTANDARES PARA LAS PRIMERAS AYUDAS

A = (2)0.5 1p F) = 0.1 m22.1.- Calculo del burden:

B = 8.8 / 102 (A x l2 x Sanfo / (T x c))0.5B = 8.8 / 102 (0.1 x 0.51x 1.1/ (0.038x0.5)) 0.5 = 0.15 m2p = 2 F) = 0.11m2.1.- Calculo de la longitud cantidad de carga y longitud de taco.

HV = 10 x T : Longitud sin carga (taco)

HV = 10 x 0.038 = 0.38 m Lc = Ht -10 x : Longitud de carga Lc = 1.7-10 x Cantidad de carga = 0.51*1.32 = 0.67 kg de carga a granel.

2.2.- Calculo de la abertura en las primeras ayudas.

A2 = (2)0.5 2p + A1/2) = 0.26 m2 1RAS. AYUDAS

EXPLOSIVO SELECCIONADO:EXAMN - P

1.08Kg / m ldel explosivo a granel

950Kg / m3Dens. del explosivo a granel

0.022mDim. del cartucho del cebo:

0.038mDim. de los tal. cargados T

0.037mError de perf.

1.10Sanfo

0.50Kg/m3c

B = Burden mximo ( m ) de los taladros de las primeras ayudas

0.262m B = 8.8 / 102 (A x l2 x Sanfo / (T x c))0.5

l10.51kg/mConcentracin lineal de carga (asumida)

A0.1m Del plano

BP0.11mBurden prctico

67 Es el ngulo de salida. Procurar que sea > = 70

El taladro salen hacia una abertura rectangular de ancho "A", creada por la detonacin de los taladros del arranque

Disear con el burden prctico , el ancho A y la concentracin lineal de carga asumida

0.7KgDe explosivo a granel por taladro

0.38m Longitud sin carga HV = 10 x T

Emplear tacos inertes en la longitud sin carga

1.32m Longitud cargada

1.5.- CALCULOS DE ESTANDARES PARA LAS 2DAS. AYUDASPara el clculo de los estndares de los siguientes cuadrantes se sigue el mismo mtodo que el de las primeras ayudas.

2DAS. AYUDAS

EXPLOSIVO SELECCIONADO:EXAMN - P

1.08Kg / m ldel explosivo a granel

950Kg / m3Dens. del explosivo a granel

0.022mDim. del cartucho del cebo:

0.038mDim. de los tal. cargados T

0.037mError de perf.

1.10Sanfo

0.50Kg/m3c

B = Burden mximo ( m ) de los taladros de las primeras ayudas

0.328m B = 8.8 / 102 (A x l2 x Sanfo / (T x c))0.5

l10.51kg/mConcentracin lineal de carga (asumida)

A0.20m Del plano

BP0.20mBurden prctico

78 Es el ngulo de salida . Procurar que sea > = 70

El taladro sale hacia una abertura rectangular de ancho "A", creada por la detonacin de los taladros de las 1ras. ayudas

Disear con el burden prctico , el ancho A y la concentracin lineal de carga asumida

0.67KgDe explosivo a granel por taladro

0.38m Longitud sin carga HV = 10 x T

Emplear tacos inertes en la longitud sin carga

1.32m Longitud cargada

1.6- CALCULOS DE ESTANDARES PARA LAS 3RAS. AYUDAS

3RAS AYUDAS EXPLOSIVO SELECCIONADO:EXAMN - P

1.08Kg / m ldel explosivo a granel

950Kg / m3Dens. del explosivo a granel

0.022mDim. del cartucho del cebo:

0.038mDim. de los tal. cargados T

0.037mError de perf.

1.10Sanfo

0.50Kg/m3c

B = Burden mximo ( m ) de los taladros de las primeras ayudas

0.385m B = 8.8 / 102 (A x l2 x Sanfo / (T x c))0.5

l10.51kg/mConcentracin lineal de carga (asumida)

A0.27m Del plano

BP0.21mBurden prctico

94 Es el ngulo de salida . Procurar que sea > = 70

El taladro salen hacia una abertura rectangular de ancho "A", creada por la detonacin de los taladros de las 2das ayudas

Disear con el burden prctico , el ancho A y la concentracin lineal de carga asumida

0.7KgDe explosivo a granel por taladro

0.38m Longitud sin carga HV = 10 x T

Emplear tacos inertes en la longitud sin carga

1.32m Longitud cargada

Procure que la columna de carga sea :1.32

1.7- CALCULOS DE ESTANDARES PARA LA ZONA DEL PISO

PISO : EXPLOSIVO SELECCIONADO: EXAMN - P

1.08Kg / ml del explosivo a granel

950Kg / m3Dens. del explosivo a granel

0.022mDim. del cartucho del cebo:

0.038mDim. de los tal. cargados T

1.10Sanfo

0.55Kg/m3c"

1.45 f Factor de fijacin

1.0E/B = Espaciamiento / Burden

Burden mximo de los taladros del piso :

0.80m = B = 0.9 ( l x Sanfo / (c"x f x ( E/B ) ) 0.5

B 0.80m

E0.80m

l0.51kg/m

Disear con la concent. lineal de carga asumida ( l ), el Burden ( B ) obtenido con la (Eq) 20 . El espaciamiento( E ) determinarlo a partir de la relacin E/B proporcionada en la Tabla N 3

0.673Kg Kg de explosivo por taladro

0.38mLongitud sin carga :h0 = 10 x T

Emplear tacos inertes en la longitud sin carga

1.32mLongitud cargada

Procure que la columna de carga sea :1.32m

1.8- CALCULOS DE ESTANDARES PARA LA ZONA DESTROZADESTROZA: EXPLOSIVO SELECCIONADO:EXAMN - P

1.08Kg / mConcent, de carga exp. a granel

950Kg / m3Dens. del explosivo a granel

0.022mDim. del cartucho del cebo:

0.038mDim. de los tal. cargados T

1.10Sanfo

0.55Kg/m3c"

1.45 f Factor de fijacin

1.25E/B = Espaciamiento / Burden

Burden mximo de los taladros del piso :

0.63m = B = 0.9 ( l x Sanfo / (c"x f x ( E/B ) ) 0.5

B 0.63m

E0.78m

l0.44kg/m

Disear con la concent. lineal de carga asumida ( l ), el Burden ( B ) obtenido con la (Eq) 20 . El espaciamiento( E ) determinarlo a partir de la relacin E/B proporcionada en la Tabla N 3

0.6Kg Kg de explosivo por taladro0.00

0.38mLongitud sin carga :h0 = fT x10T

Emplear tacos inertes en la longitud sin carga

1.32mLongitud cargada

Procure que la columna de carga sea :1.32m

1.8- CALCULOS DE ESTANDARES PARA LOS HASTIALES

HASTIALES

EXPLOSIVO SELECCIONADO:EXAMN - P

1.08Kg / ml del explosivo a granel

950Kg / m3Dens. del explosivo a granel

0.022mDim. del cartucho del cebo:

0.038mDim. de los tal. cargados T

1.10Sanfo

0.50Kg/m3c"

1.2 f Factor de fijacin

1.25E/B = Espaciamiento / Burden

Burden mximo de los taladros del piso :

0.54m = B = 0.9 ( l x Sanfo / (c"x f x ( E/B ) ) 0.5

B 0.54m

E0.68m

l0.51kg/m

Disear con la concent. lineal de carga asumida ( l ), el Burden ( B ) obtenido con la (Eq) 20 . El espaciamiento( E ) determinarlo a partir de la relacin E/B proporcionada en la Tabla N 3

0.673Kg Kg de explosivo por taladro

0.38mLongitud sin carga :h0 = 10 x T

Emplear tacos inertes en la longitud sin carga

1.32mLongitud cargada

Procure que la columna de carga sea :1.32m

II. CALCULOS DE ESTANDARES PARA EL SMOOT BLASTING (VOLADURA CONTROLADA)

SMOOT BLASTING (VOLADURA CONTROLADA)

Adems de la influencia de la estructura geolgica sobre el perfil final de las excavaciones, existen factores que provocan sobr excavacin y cada de rocas

Mal dimensionado de las reas a excavar. Voladura sobrecargada. Diseo de malla inapropiada a la condicin de la roca. Inapropiada seleccin del explosivo, segn el tipo y condicin de la roca. Teora del mtodoEn voladura convencional el taladro rompe por fisuramiento radial.

En voladura controlada se debe eliminar la rotura radial, a favor de una rotura planar.

Para ello, dos cargas cercanas se disparan simultneamente, produciendo una grieta de tensin que determina el plano de corte.

En esta grieta se infiltran los gases de explosin con efecto de cua, expandindola hasta provocar la ruptura.

Esta ruptura se extiende de taladro a taladro hasta provocar el corte planar perifrico.

Ventajas

Produce superficies de rocas lisas y estables, reduce la vibracin y disminuye el agrietamiento en la roca remanente.

Es una alternativa para la explotacin de estructuras dbiles e inestables.

Desventajas

Costo relativamente mayor que la voladura convencional por el mayor tiempo de preparacin en perforacin y carguo.

En material detrtico incompetente o deleznable puede no llegar a dar buen resultado.

Consideraciones ImportantesLa precisin de la perforacin es fundamental, tanto por el alineamiento como por el paralelismo de los taladros.Se requiere una carga de fondo o cebo con factor de acoplamiento cercano al 100%.

El espaciamiento entre taladros en una voladura controlada depende del tipo de roca y dimetro de la perforacin.

Esquema de carga para Voladura Controlada

Esquema del carguo en taladros perifrico con cartuchos de dinamita espaciada con material inerte o aire libre y con cordn detonante a lo largo del taladro.

Cartuchos convencionales fijados a distancias determinadas sobre una media caa.

Taladro cargado con SOLANFO y con cordn detonante de bajo gramaje amarrado al cartucho cebo e iniciado con detonador no elctrico (Trim Blasting).El cordn detonante axial a lo largo de toda la columna de Solanfo, pero sin sobresalir de la boca del taladro.

EnergaLa energa se determina mediante clculos basados en leyes de termodinmica.

Generalmente se expresa en cal/g o cal/cm3; en base a un patrn, como factor de energa.

Se procura distribuir en el taladro de acuerdo a las condiciones de la roca.

Por otro lado el factor de carga slo indica la cantidad de explosivo por m3 o por tonelada de roca.

La carga explosiva en un taladro es en un pequeo peso o volumen, en comparacin con el peso o volumen de la roca que ser volada.

El explosivo puede superar esta diferencia, porque se transforma en un gran volumen de gases calientes, en una fraccin de segundo.

Estos gases son los que producen el desmembramiento y desplazamiento de la roca.

La violenta expansin de estos gases produce; adems, una onda compresiva que se refracta en la cara libre retornado hacia el taladro como ondas de tensin que fracturan la roca a su paso. Esto se define como impacto de la presin de detonacin.

Por tanto, para utilizar eficientemente los explosivos la energa contenida en cada uno de ellos deber ser cuantificada.

Esto en especial para Voladura ControladaSMOOT BLASTING

EXPLOSIVO SELECCIONADO:SEMEXSA 65%

Dimetros disponibles

0.44Kg / mlDel exp. a granelcLONG.PESOl

950Kg / m3Densidad del exp. a granel0.0220.180.080.44

0.022mC0.0251.000.100.10

0.038mT0.0311.000.870.87

0.98Sanfo

0.80 =E/B

Concentracin lineal de carga l

l = (T )2 138=0.199kg/m

Espaciamiento : (10 a 16 c) Donde 10 < K < 16

K= 12

E=0.46m

B=0.57m

Los taladros perimetrales de alivio estarn espaciados a :EALIVIO= E/2

0.23MEspaciamiento de los taladros perimetrales de alivio

3c/UN taladros perimetrales de alivio

Colocar, por taladro, 3.9Cartuchos

0.19MLongitud sin carga hv =T*5

Emplear tacos inertes en la longitud sin carga (importante)

1.51mLongitud cargada hC

0.08mLongitud del cartucho

0.08KgPeso del cartucho

0.022mDimetro del cartucho

Colocar2.5espaciadores de :0.12 m para lograr la concent. de carga de diseo

RESUMEN DEL CLCULO DE CARGAS PARA EL TUNEL EN PROYECTO

EXAMN - PTALADROS INTERIORES

SEMEXSA 65%SMOOT BLASTING

UBICACION DE TALADROS

N DE CONCENT.DISTANCIASCARTUCHOSCARGAS

TALADDE CARGA

lEBPESODIAM

c/uKg/mmmKgMPOR TALADROTOTAL

TALAD. DE ALIVIO (ARRANQUE)3

ARRANQUE30.510.080.776Kg2.33Kg

1RAS. AYUDAS40.510.10.110.678Kg2.71Kg

2DAS. AYUDAS40.510.20.180.678Kg2.71Kg

3RAS. AYUDAS40.510.670.350.673Kg2.69Kg

PISO 50.510.750.750.673Kg3.37Kg

DESTROZA30.510.840.670.673Kg2.02Kg

HASTIALES40.510.9680.770.673Kg2.69Kg

SMOOT BLASTING50.1300.460.570.0810.0225Cart.2.03Kg

TOTAL350.020.6Kg

N TOTAL DE TALADROS 35c/u

TALADROS CARGADOS32

PESO TOTAL DE LA CARGA20.4KgANFO=19.14 Kg

DINAMITA= 1.26 Kg

AVANCE1.47mDINAMITA EN CEBO = 2.59 Kg

% DE AVANCE95%

AREA SECCION VERTICAL3.162m2

VOLUMEN4.64m3

LONGITUD DE TALADROS1.55m

PERFORACION ESPECIFICA12.8m/m3

FACTOR DE CARGA4.75Kg / m3

III. SISTEMAS DE EVALUACIN GEOMECNICO APLICADO PARA LA SELECCIN DEL TIPO DE SOSTENIMIENTOINTRODUCCION.

La aplicacin de la geomecnica para la zona en estudio tiene como objetivo la clasificacin y sectorizacin geomecnica, propiedades y parmetros del diseo del macizo rocoso y criterios geomecnicos para el clculo de sostenimiento y mtodo de excavacin.La evaluacin se hace haciendo uso de los diferente sistemas de clasificacin del macizo rocoso.ANALISIS DE LOS DATOS OBTENIDOS EN LA ZONA EN ESTUDIO.

DATOS:

1. Resistencia al la compresin simple de la roca 1277.91 kg/cm2 (125 Mpa).

2. Densidad del material rocoso 2.48 kg/cm3

3. Tipo de roca volcnico (Andesita)

4. Juntas por metro +/- 12 diaclasas o fracturas/m.

5. Estado de las juntas.

Persistencia de 1 hasta 3m.

Aberturas mayores de 2mm.

Rugosa.

Relleno de diaclasas duro con espesor de 2mm.

Grado de meteorizacin ligero.

El terreno es ligeramente hmedo.

3.1. INDICE DE DESIGNACION DE LA CALIDAD DE LA ROCA (RQD)

Es un mtodo cuantitativo de la calidad de la roca, basado en la recuperacin de ncleos con perforacin diamantina. Es un sistema de clasificacin del macizo rocoso propuesta por Deere, muy til para la seleccin de esfuerzos en los tneles.

El RQD (Rock Quality Designation) se define como el porcentaje de ncleos que se recuperan en piezas enteras de 100 mm. o ms del largo total del taladro perforado.

La relacin entre el valor numrico RQD y la calidad de la roca es:

RQD CALIDAD DE ROCA

25%Muy Mala

25 - 50%Mala

50 75 %Regular

75 90 %Buena

90 100 %Muy buena

RQD = 100x e (-0.1*L)*(0.1*L+1)

L: Numero de discontinuidades por mt.RQD = 100x e (-0.1*12)*(0.1*12+1) = 66.8Del cuadro anterior y el resultado del clculo de RQD, la calidad de la roca de la zona en estudio es regular.

Cabe indicar que los datos obtenidos de los afloramientos rocosos han sido evaluados a nivel de superficie, teniendo en cuenta a los diversos procesos de meteorizacin a la que se encuentra sometida la roca, tales como la lluvia, la accin del sol, las heladas, el viento, etc.

3.2. ROCK MASS RATING (RMR) VALORACION DE LA MASA ROCOSA

Esta clasificacin se basa en el ndice RMR (Rock Mass Rating) desarrollado en Sudfrica por Bieniawski (1973) que da una estimacin de la calidad del macizo rocoso, teniendo en cuenta los siguientes factores:

Resistencia compresiva de la roca.

ndice de calidad de la roca.

Espaciamiento de juntas.

Condicin de juntas.

Presencia de agua.

Correccin por orientacin.

Estos factores se cuantifican mediante una serie de parmetros definindose unos valores para dichos parmetros, cuya suma en cada caso nos da el ndice de calidad RMR que vara de 0 a 100.

Los objetivos de esta clasificacin son:

Determinar y/o estimar la calidad del macizo rocoso.

Dividir el macizo rocoso en grupos de conducta anloga.

Proporcionar una buena base de entendimiento de las caractersticas del macizo rocoso.

Facilitar la planificacin y el diseo de estructuras en roca proporcionando datos cuantitativos necesarios para la solucin real de los problemas de ingeniera.

Se clasifican las rocas en cinco categoras en cada categora se estiman los valores y luego se definen los factores que intervienen en la clasificacin. En la tabla I se detallan los parmetros que intervienen y se eligen conforme a las observaciones de campo realizados.

CUADRO I

CUADRO II

CUADRO N II

TABLA VI

TABLA IV

TABLA III

CARACTERIZACION DEL TIPO DE ROCA DEL TUNEL PROPUESTO

A partir del portal de entrada del proyecto de tunel entre las progresivas 16 + 320 a 16+800 se tiene:

1Resistencia a compresin simple (1277.91 Kg/cm2)12

2Juntas por metro +/- 12 diaclasas o fracturas/m22

3Estado de las juntas

aPersistencia de 1 hasta 3m4

bAberturas mayores de 2mm1

cRugosa3

dRelleno de diaclasas duro con espesor de 2mm4

eGrado de meteorizacin ligero5

fEl terreno es ligeramente hmedo10

Total63

SOLUCION

1Q=e(RMR - 44)/9

Q=8.26

2ESR=1.6Ver Cuadro N II ( Como es labor permanente toma el valor de 1.6)

3Claro

Bmx=2ESRQ0.4

Bmx=7.45m

4Dimensin equivalente

De=Claro, dimetro o altura (m)

Relacin de soporte de la excavacin (ESR)

De=4.7

5Tipo de roca=Media a buena

6Sin Sostenimiento o perno ocasional.

Long. Perno=1.23m

3.3.INDICE DE CALIDAD TUNELERA DE LA ROCA (NGI), QEste sistema ha sido propuesto por el Instituto Geotcnico de Noruega indica la calidad de la masa rocosa, basado en la observacin de cientos de casos tpicos de estabilidad de excavaciones subterrneas.

Para obtener el valor numrico de este ndice Q se plantea la

Siguiente ecuacin:

Donde:

RQD: representa una medida del fracturamiento de la roca propuesta por Deere.

Jn :representa el ndice numrico del sistema de fisuras.

Jr :representa el ndice numrico del grado de rugosidad de las fisuras

Ja :representa el ndice numrico de alteracin de las fisuras.

Jw :representa la reduccin del agua en las fisuras.

SRF :representa el ndice del factor de reduccin por esfuerzos.

De la combinacin de estos parmetros se considera que ndice Q que representa la calidad del macizo rocoso, es funcin de tres condiciones.

Tamao de los bloques ( RQD/Jn)

Resistencia al esfuerzo cortante entre bloques (Jr/Ja)

Esfuerzos actuantes (Jw/SRF)

La clasificacin de las rocas de acuerdo al sistema de clasificacin NGI, ndice de calidad del tnel Q es:

QCLASIFICACION

0.001 - 0.01Excepcionalmente mala

0.01 0.1Extremadamente mala

0.1 1.0Muy mala

1.0 4.0Mala

4.0 10Regular

10 40Buena

40 100Muy buena

100 400Extremadamente buena

400 1,000Excepcionalmente buena

Para la cuantificacin del Q, existe una tabla del ndice NGI

3.4. INDICE DE RESISTENCIA GEOLOGICA (GSI)El ndice de Resistencia Geolgica GSI considera dos parmetros: la condicin de la estructura de la masa rocosa y la condicin superficial de la misma.

La estructura de la masa rocosa considera el grado de fracturamiento o la cantidad de fracturas (discontinuidades) por metro lineal, segn esto las categoras consideradas se definen as:

Masiva o Levemente Fracturada (LF) tres a menos sistemas de discontinuidades muy espaciadas entre si (2 a 6 fracturas por metro)

Moderadamente Fracturada (F) muy bien trabada no disturbada bloques cbicos formados por tres sistemas de discontinuidades ortogonales (6 a 12 fracturas por metro)

Muy Fracturada (MF) Moderadamente trabada parcialmente disturbada, con bloques angulosos formados por cuatro o mas sistemas de discontinuidades (12 a 20 fracturas por metro)

Intensamente Fracturada (IF) plegamientos y callamientos con muchas discontinuidades interceptadas formando bloques angulosos e irregulares (mas de 20 fracturas por metro)

Triturada (T) ligeramente trabada masa rocosa extremadamente rota con una mezcla de fragmentos fcilmente disgregables angulosos y redondeados.

Condicin superficial de la masa rocosa involucra a la resistencia de la roca intacta y a las propiedades de las discontinuidades: resistencia Apertura, rugosidad relleno alteracin, segn esto las categoras consideradas redefinen as:

Masa Rocosa Muy Buena (MB)

Masa Rocosa Buena (B)

Masa Rocosa Regular (R)

Masa Rocosa Pobre (P)

Masa Rocosa Muy Pobre (MP) FACTORES INFLUYENTES

a) INFLUENCIA DEL AGUA.

En rocas masivas y levemente fracturadas/muy buenas a buenas la presencia de agua no tiene influencia significativa

En rocas moderadamente a muy fracturadas/regulares la influencia se debe a la presin y efecto lubricante

En rocas moderadamente a muy fracturadas/pobres a muy pobres, el efecto es inmediato por actuar como lubricante y lavado de material fino de relleno en fracturas, acelerando el aflojamiento.

En rocas intensamente fracturadas/regulares, pobres o muy pobres se produce el mismo efecto anteriormente mencionado.

Se debe mencionar la presencia de aguas debidas al relleno hidrulico, la composicin del agua (Ph) y la composicin del relleno, en especial si son arcillas expansivas.

b) INFLUENCIA DE ESFUERZOS.

Se originan por las presiones debido a la profundidad de la excavacin, a estructuras geolgicas (fallas y pliegues), diques y arcillas expansivas.

Se reconocen por ruidos, descostramiento o lajamientos en paredes y techo, ocurrencia de filtraciones y presencia de estriaciones en el macizo rocoso.

Se pueden controlar con modificaciones en los diseos de minado, tamao de aberturas y sistemas de soporte.

Afectan principalmente a los macizos rocosos leve a moderadamente fracturados (LF-F) y muy buenos a buenos (MB-B) caracterizados por presentar un RQD mayor de 80 % y resistencia a la compresin uniaxial mayor de 100 Mpa.

c) INFLUENCIA DE ORIENTACIN DE DISCONTINUIDADES.

Son desfavorables o muy desfavorables las discontinuidades verticales y subverticales que se encuentren paralelas o subparalelas a las paredes o cajas de la excavacin.

Son desfavorables o muy desfavorables, las discontinuidades horizontales o sub. horizontales.

Este efecto se incrementa por tamao de abertura, relleno de la discontinuidad y presencia de agua y presencia de esfuerzos.

d) FACTORES DE EXCAVACIN.

Tamao de la abertura, dimensionamiento de puentes y pilares, distribucin de los taladros, potencia de los explosivos, en especial en los taladros del contorno.

Colocacin del soporte despus del tiempo de auto soporte de la roca.

Voladuras en labores cercanas.

Relajamiento progresivo de labores que no es detectado ni controlado.

Mtodos de minado.Metodologa de aplicacinTabla 1:NDICE DE RESISTENCIA GEOLGICA G.S.I. (MODIFICADO).

Es una clasificacin cualitativa dependiente de dos parmetros:

Condiciones estructurales (cantidad de fracturas/m o RQD, considerando el empaque de las mismas).

Condiciones superficiales (resistencia de la roca intacta y condicin de discontinuidades)

Con un flexmetro en la superficie excavada y limpia se mide alrededor de 1.0 m, la cantidad de fracturas, considerando slo las que persisten mas de 1.0 m. La cantidad obtenida determinar el parmetro estructural.

Se observa la abertura de las discontinuidades: si estn cerradas a levemente abiertas, se determina su condicin con la rotura con golpes de picota o su indentacin; si estn moderadamente abiertas a muy abiertas, se observa la condicin de las paredes y el relleno (stas determinan su condicin).

Tabla 2:VALUACIN EN EL SISTEMA RMR DE LA CLASIFICACIN CUALITATIVA DEL G.S.I. (MODIFICADO).

El RMR considera nicamente los valores de los parmetros de resistencia, RQD, espaciamiento y condicin de las discontinuidades.

Si el macizo rocoso con 12 fracturas/m, discontinuidades cerradas y que se rompe con varios golpes de picota, tendr clasificacin G.S.I. Muy Fracturada/Buena (MF/B) y su valuacin RMR equivalente es 60.

Tabla 3:DISEO DEL SOSTENIMIENTO EN LAS LABORES MINERAS SUBTERRNEAS (SPM).

Se toma en cuenta la clasificacin cualitativa del G.S.I. y la relacin entre el ancho o la altura de la excavacin y el uso de la labor (ESR). Esta relacin se denomina D.e. (Dimensin equivalente).El ESR en labores permanentes es de 1.6. En una labor de 1.8 m de ancho, la relacin seria D.e. = 1.8/1.6 ( 1En el analisis anterior de la banda MF/B se trazan dos lneas verticales, que interceptan a la lnea horizontal trazada a partir del valor D.e. = 1. En la tabla corresponder al color amrillo (sin soporte o pernos ocasionales)Tabla 4:TIEMPOS DE AUTOSOPORTE O DE COLOCACIN OPORTUNA DEL SOSTENIMIENTO ADECUADO.

Utilizamos la valoracin del RMR obtenida a partir del G.S.I. (modificado), interceptndola con la lnea horizontal correspondiente al ancho de la abertura; a partir de esta intercepcin se traza una vertical hacia el borde superior (tiempo en das, semanas, meses o aos) o el borde inferior (tiempo en horas)

En el anlisis anterior, la intercepcin del valor RMR y el ancho del tnel de 1.8 m de ancho determina una lnea a partir de la cual la vertical trazada nos da 06 meses o 5500 horas.

3.5.ESFUERZOS SOBRE LA EXCAVACIN.

La altura de sobrecarga que llega a los 70 m, por lo que esta carga litosttica ejercer un esfuerzo vertical sobre las labores en estudio, cuya magnitud sobre las paredes se debe determinar y de acuerdo a esto tomar las previsiones del caso sobre la estabilidad.

Los esfuerzos que se producen a cierta profundidad es el esfuerzo vertical y horizontal, loa mismos que guardan relacin entre s ( K = (v/(h). Los

Valores de K estn comprendidos entre valores definidos conforme a la siguiente frmula:

Donde Z es la altura de la sobrecarga.

Esfuerzo vertical

Z = 70 m

Los caso a presentarse ser K = 1.73 K = 1-20 K = 21.9

Para el caso de una abertura de 1.8 m. x 2.1 m. la mxima concentracin de esfuerzos ser:

Esfuerzo vertical ((v):

(v = &.Z => (v = 2480 Kg/m x 70 = 173600kg/m =17.36 Kg/cm

Esfuerzo horizontal ((h)

(h = K(v

(h = 1.73 x 17.36 = 30.03 Kg/cm

(h = 21.9 x 17.36 = 380.18 Kg/*cm

Esfuerzo mximo (m = 1.8(h - (v

= 1.8 x 30.03- 17.36 = 36.69 Kg/cm

(m = 3(v - (h

= 2.1 x 17.36 30.03 = 6.43 Kg/cm

Resultado:

Esfuerzo de compresin bveda = 36.69 Kg/cm

Esfuerzo de compresin paredes = 6.43 Kg/cm

La resistencia de las cajas es de 70 Kg/cm, pero considerando un factor de seguridad de FS = 3, la resistencia real de las cajas es 23.3 Kg/cm.

Como la resistencia de las cajas es > que el esfuerzo mximo compresivo, la abertura es estable para este caso

3.6.- TIPO DE SOSTENIMIENTO SELECCIONADOCon los resultados obtenidos de la evaluacin geomecnica se ha seleccionado el sostenimiento activo.

3.6.1.- SOSTENIMIENTO ACTIVOEl sostenimiento activo seleccionado es el Perno Estabilizador Split Set, teniendo en cuenta a su posterior revestimiento con concreto.

El sostenimiento seleccionado tiene las siguientes caracteristicas: Ejerce esfuerzos predeterminados a la superficie del macizo rocoso, asimilando presiones ocasionadas por el terreno.

Se instala en todo tipo de excavacin subterrnea.

Es muy verstil.

INSTALACION DE PERNOS

En este tipo de sostenimiento se deben de tener en cuenta lo siguiente:

La funcin principal del empernado es evitar la cada de bloques o planchas de roca evitando as la desintegracin del macizo (pernos ocasionales, pernos sistemticos).

El tipo de sostenimiento de acuerdo a los resultados de la evaluacin y anlisis geomecnico es el perno estabilizador Split Set.

3.7.- SPLIT-SET

3.7.1.- DISEO FSICO consiste en un largo tubo compresible de acero de alta resistencia, ranurado en toda su longitud.

en un extremo es ms delgado, para facilitar su introduccin en el taladro.

en el otro extremo tiene un anillo soldado para su instalacin y retener la placa.3.7.2.- SPLIT SET OCASIONAL:

Se utiliza enroca de buena calidad, la funcin principal del empernado es evitar la cada de bloques o planchas de roca, evitando as la desintegracin del macizo. Se utiliza tanto en labores permanentes y temporales.

Los estabilizadores de friccin (Split Set) estn constituidos por un trozo de tubo de acero ms ancho que el dimetro de perforacin y que es partido a lo largo por el centro. La friccin ejercida por los costados del perno lo mantiene en su lugar creando fuerzas que se extienden radialmente. Este proceso prev la fuerza de friccin que acta poniendo el movimiento o separacin del terreno. En este caso se empleara Split Set de 5 de acuerdo a los resultados obtenidos de los clculos realizados.PRINCIPIO FSICO MECANICO DEL FUNCIONAMIENTOEl perno estabilizador es insertado en una perforacin de dimetro menor, la que acta como una matriz comprimiendo el estabilizador al dimetro de la perforacin, cerrando parcialmente la ranura durante el proceso.

La compresin sobre el estabilizador genera fuerzas radiales de confinamiento que se extienden en toda la longitud de contacto con la roca que lo contiene.VENTAJAS Y DESVENTAJAS DEL PERNO SPLIT-SET

VENTAJAS

Fcil instalacin.

Bajo costo unitario.

Su funcionamiento es instantneo.

Se acomoda a los desplazamientos internos de la roca, aumentando su anclaje con el tiempo.

Es compatible con otros accesorios de sostenimiento tales como bandas metlicas y mallas.DESVENTAJAS

Posee baja capacidad de anclaje, en comparacin a barras metlicas cementadas o con resinas.

Deben instalarse con menor espaciamiento, para casos de soporte permanente.

En la instalacin debe llevarse un estricto control del dimetro de los taladros, para asegurar su funcionamiento.3.8.- CALCULO DE LA DENSIDAD DE PERNOS:

DATOS DEL PERNO Y ROCA

1. Densidad de la roca = 2.48 tn/m3

2. Resistencia a la compresin simple de la roca = 125 MPa

3. Limite elstico del acero = 4200 kg/cm2

4. carga de ruptura del acero = 6330 kg/cm2

5. Dimetro del taladro = 3.6 cm

3.8.1.- CAPACIDAD DE SOPORTE:

Rmfc = 0.25*PI*

Rmfc = 0.25*3.1416*6330*(3.6)2

Rmfc = 64431.50 kg

3.8.2.- CALCULO DE LA LONGITUD DEL SPLIT SET:

L = 1.4+(0.18*A)

L = 1.4+(0.18*1.8)

L = 1.72

3.8.3.- CALCULO DE LA DENSIDAD PROMEDIO DE PERNO: n = F*l*Aa

F : Factor de seguridad .

Como el tunel en proyecto es una labor permanente el factor de seguridad tendra un valor de 4n = 4*1.72*2480 / 6330*10.17

n = 0.27 Pernos / m2 = 0.3En un m2 se colocara 0.2 pernos

Area de influencia del perno = 1 / 0.3 = 3.33 m2Los pernos Split set se colocaran en la zona de la boveda del tunel a una altura de 0.9 m de piso,

Cuya longitud transversal es 2.83 m, por lo tanto el area total a sostener sera de 1301.8 m2

En toda la longitud del tunel se colocara: 390.93 pernos split set de 5 = 391

IV. LIMPIEZA Y ACARRREO.La limpieza y acarreo del material volado es una operacin importante y debe ser de la manera mas eficiente posible para poder cumplir con el ciclo de trabajo. Para tal operacin se propone un equipo L.H.D. Scooptran de 1.5 yd3.DATOS:

- Volumen roto / disparo

6.74 m

- P.e. del desmonte

2.48 TMS / m

- Factor de esponjamiento

45 %

- Tonelaje a acarrear

20.49 TMS

- Equipo a utilizar

SCOOP

Marca

: TAMROCK

Modelo

: EJC G 1 D

Potencia

: 50 HP

Capacidad cuchara

: 1.5 yd

Alquiler horario

: $ 36.00

Consumo de combustible (petrleo): 1.8 gal / hr

El tiempo promedio de ciclo completo del scoop incluyen:

Los tiempos han sido tomados para una distancia de 98 m, los cuales han sido considerados como base para el clculo de los estndares de limpieza

Tiempo de viaje vaco

1 min 32 seg

Tiempo de cuchareo

0 min 27 seg

Tiempo de viaje lleno

1 min 43 seg

Tiempo de vaciado

0 min 11 seg

Tiempo promedio de ciclo

3 min 53 seg = 3.8833 min

Velocidad de viaje vaci

1 min 43 seg

Velocidad de viaje cargado

0 min 11 seg

Velocidad sin carga = 97.85 m / min

Velocidad con carga = 87.38 m / min

4.1.- CALCULO DE LA DISPONIBILIDAD MECNICA:Mide la eficiencia del rendimiento.Para el clculo de la disponibilidad mecnica se le considera que para un trabajo programado de 8 horas se le estiman 2 horas de chequeo, mantenimiento y reparacin del equipo.

DM = 80%

4.2.- CALCULO DE LA CAPACIDAD DE CUCHARA (CARGA TIL).Ccu = ( Cap. Cuchara x factor de conversin x fll ) / f esp

Donde fll: factor de llenado cuyo valor es de 50 a 80%.Para este caso consideramos 65% porque el dimetro del material volado ser mayor a 8

Ccu = (1.5 x 0.76 x 0.65) / 1.45

Ccu = 0.511m3.4.3.- CALCULO DE LA PRODUCCION HORARIA.

P/h = 60*Ccu*DM*Eff/Ttc

P/h. rendimiento horario en m3/hr

Ttc: tiempo total por ciclo de limpieza y acarreo en m/min.Eff: Eficiencia del operador (90%)P/h = 60*0.511*0.8*0.9/3.47P/h = 6.36 m3/hr.

Con esta base se calcula el rendimiento promedio, considerndose como distancia medio de la mitad del tnel sea atacando por ambos lados (ingreso y salida del tnel) que nos da como resultado de 5.60 m3/hr.

V. VENTILACION.El trabajo subterrneo es completamente diferente al de las otras industrias, y es ms peligroso causando un mayor nmero de accidentes de trabajo y enfermedades ocupacionales. Por esta razn es necesario programar, desarrollar y ejecutar mtodos de prevencin de riesgos y control de enfermedades profesionales en la forma ms persistente posible, siendo la ventilacin uno de los mtodos del control de las enfermedades ocupacionales sobre el cual nos ocuparemos.

En la operacin un ambiente de trabajo bien ventilado garantiza la salud y rendimiento del personal empleado en la operacin lo que evidentemente reportar en beneficio econmico. En este trabajo quedan tratados ciertos aspectos del amplio campo de ventilacin que se limita a dar alternativas de solucin para los puntos crticos que se encuentran en la ZONA.

GENERALIDADES

5.1.- EL AIRE ATMOSFERICO

El aire atmosfrico es una mezcla de una serie de gases, cada uno de los cuales tiene propiedades fsicas y qumicas propias.

Los componentes principales del aire atmosfrico puro son oxgeno y nitrgeno, existiendo adems porcentajes pequeos de gases raros (argn, nen y helio) as como un porcentaje variable de dixido de carbono.

La composicin del aire seco es:

% en Volumen% en Masa

Nitrgeno78.0975.53

Oxgeno20.9523.14

Dixido de carbono.0.030.046

Argn, helio, nen, etc.0.931.284

Para efectos prcticos, puede considerarse la composicin del 1m3 de aire como sigue:

Nitrgeno 78%

Oxgeno 21%

CO2 + otros gases 1%

La densidad del aire a nivel del mar es 0.075 lb/pie3

5.2.- EL AIRE DE LABOR SUBTERRANEA

El aire en una labor subterrnea es una mezcla de gases y vapores - generalmente con polvo en suspensin - que ocupa el espacio creado por las labores subterrneas. Se trata de aire atmosfrico, que al ingresar a la labor sufre una serie de alteraciones en su composicin. Si las alteraciones son tan pequeas que el aire puede ser considerado como atmosfrico, nos referimos al l como aire fresco o de ingreso, mientras el aire contaminado ser descrito como aire viciado o de retorno.

Durante su paso a travs de la labor, el aire recoge algunos gases, calor y el polvo producido por las operaciones de minado. Simultneamente, debido a la presencia de seres humanos y de materiales en el interior, el aire pierde parte de su oxgeno.

Durante el invierno, cuando el aire en el exterior es relativamente seco, absorber adems la humedad de la atmsfera. Durante el verano, el proceso se invertir. La cantidad de oxgeno consumido por los seres humanos depende del ritmo al que trabajan:

Grado de actividadRespiraciones/min.Aire inhalado por resp. (lts.)Aire inhalado por min. (lts)Oxgeno consumido por min. (lts)

En reposo

Actividad mod.

Actividad intensa16

30

400.50

1.60

2.508.00

48.00

100.000.33

1.98

3.96

El aire seco inhalado contiene normalmente 20.95% de oxgeno, mientras que el aire exhalado contiene aproximadamente 16% de oxgeno y 4% de CO2 y vapor de agua.

5.3.- CANTIDAD DE AIRE NECESARIO PARA EL TUNEL5.3.1.- POR EL NMERO DE PERSONAL

De acuerdo al RSHM se considera la cantidad mnima de aire (3m3/min) por hombre cuando la labor subterrnea est ubicada a una cota inferior a 1500 m.s.n.m y ser respectivos porcentajes de incremento por altitud cuando su cota supera este nivel. Se calcula el caudal total de aire requerido por la mina con la siguiente ecuacin:

Qa = N*q*(1+f)

Donde:

Qa: cantidad total de aire requerido, en m3/min.

N: nmero mximo de personas presentes, simultaneamente en las labors.

q: cantidad de aire por persona al nivel del mar. (q=3m3/min), y

f: correccin por altura, en %

De 1500 a 3000 m.s.n.m se aumentar en 40%

De 3000 a 4000 " se aumentar en 70%

Sobre los 4000 " se aumentar en 100%

PERSONASPersonas equivalentes.

1 perforista1

1 ayudante1

1 capataz1

1 asistente1

1 operador de SCOOP (EJC-G1D)1

TOTAL5 personas

Segn el RSHM, se requerir de un caudal de 4.2 m3/min por persona (Qp) para minas que se encuentran entre los 3000 a 4000 m.s.n.m. Por lo tanto:

Qp: 5*4.2= 21 m3/min.

5.3.2.- PARA LA DILUCION DE CONTAMINANTE S GASEOSOS

El reglamento citado seala para este concepto que la velocidad de aire circulante en las labores no deben ser menores a 15 m/min y en caso de que se emplea explosivos ANFO la velocidad mnima deber ser de 20 m/min. Para los clculos respectivos se usar la siguiente relacin:

Qb = A*V*m

Donde:

A: rea de seccin promedio del tunel, en m2

V: velocidad del aire, en m/min, y

m: nmero de niveles.5.3.3.- POR EL NMERO DE EQUIPOS DIESEL

La cantidad de aire circulante no ser menor de 3m3/min por cada HP que desarrollan los equipos diesel y la relacin es:

Qc = qe*n

Donde:

qe : cantidad mnima de aire por cada HP.

n : suma de los HP de todos los equipos diesel.

Asumimos que del ciclo de minado la etapa de limpieza es aquella donde la necesidad de los equipos para ejecutar este trabajo tendr como resultado la contaminacin del ambiente de trabajo debido a la emanacin de gases, por lo que se necesitar de un caudal de aire determinado con el fin de obtener un ambiente adecuado de trabajo que permita el buen desempeo del trabajador y no disminuya el rendimiento de la produccin.

Considerando que se tiene la necesidad de aumentar la velocidad de jale de mineral:

EQUIPOSHP por c/u.

1 SCOOP (EJC-G1D)50

EQUIPOSHP por c/u.HP equivalente.

1 SCOOP5050

TOTAL50

Segn el RSHM, se requiere de 3m3/min. Por lo tanto el caudal de aire requerido por los equipos (Qe) ser:

Qe : 50*3=150 m3/min.

5.3.4.- PARA LOGRAR LA TEMPERATURA EFECTIVA

Esto se considera par minas que tengan mayores de 30C de temperatura efectiva, el Reglamento ya mencionado establece que en ningn lugar de trabajo la temperatura efectiva ser superior a 30C, para lograr esta temperatura se requiere por lo menos de 150 ft/min de la velocidad del aire. Por lo tanto se tiene:

Qd = A*Ve

Donde:

A: rea de seccin promedio.

Ve: velocidad para evitar una temperatura efectiva de 30C.

5.3.4.- CANTIDAD TOTAL DE AIRE REQUERIDO

La cantidad total de aire a suministrar a una mina es:

Qt = Qa + Qb + Qc + Qd

A esta cantidad total se incrementa un porcentaje de 25 a 30 % como factor de seguridad por clculo.

Para empezar el estudio lo primero que debemos de hacer es calcular cual es la cantidad de aire que se necesita:

Entonces:

El caudal total requerido es:Qt : Qe + Qp = (1581.75 + 5.754) m3/min = 171 m3/min. = 6038.81 CFM.En conclusin el proyecto se trata de un tnel ciego, por lo tanto se debe de ventilar con ventilacin mecnica con un ventilador axial de 20000 CFM de capacidad, el cual insuflara aire fresco desde la superficie por medio de una manga de ventilacin de 18 de dimetro, en cada lado por el ingreso y salida del tnel, debido a que se trabajara en ambos frentes.VI. OPERACIONES UNITARIAS.

SECUENCIA DE ACTIVIDADES EN TUNEL HIDRAHULICO

Los ciclos operativos que se tiene previsto realizar en este tipo de trabajos bsicamente seran los siguientes:

Perforacin

Voladura

Ventilacin

Sostenimiento

Limpieza y acarreo. 5.1 Perforacin.- Para conseguir una voladura eficiente la perforacin es tan importante como la seleccin del explosivo.

Debe efectuarse con buen criterio y cuidado.

La calidad de los taladros que se perforan estn determinados por cuatro condiciones: dimetro, longitud, rectitud y estabilidad.

El trazo de perforacin que se emplear es el corte quemado simple con tres taladros de arranque y tres taladros de alivio que han sido deducidos de los clculos realizados y los anlisis de laboratorio del material rocoso.

Con dos personales un maestro perforista y su respectivo ayudante.

Este trabajo ser realizado con la utilizacin de mquinas perforadoras manuales, la longitud de los taladros y por lo tanto de los barrenos ser de 6 pies para la perforacin con las mquinas manuales.

6.2 Voladura.- Son voladuras con una sola cara libre y que requieren la creacin de una segunda cara libre, esta es lograda mediante la apertura del arranque, luego se transformar en una voladura de banco anular.

Despus de la perforacin y sopleteo de los taladros se empieza a cargar los taladros.

Los explosivos a emplearse son:

a) Dinamita semexsa 65% como iniciador y carga de columna en los taladros de realce para realizar la voladura controlada.

b) Anfo (agente de voladura) en los taladros de produccin.

c) Carmex (Mecha Ensamblada) como accesorio de voladura, cuya composicin es lo siguiente: Fulminante comn N8, Mecha de Seguridad (Mecha lenta de 7 pies) y Conector.

d) Mecha Rpida para el amarre y encendido.

e) Condn Detonante (Pentacord) axial a lo largo de toda la columna de carga

6.2.1.- CEBADO DE LA DINAMITA

En principio el cebo debe tener la suficiente energa como para poder garantizar el completo inicio de la carga explosiva a su mayor rgimen de velocidad (VOD) y poder mantenerlo as en todo el taladro.

Esto garantiza la correcta sensibilidad y simpata para que el taladro salga completamente con rotura radial.

Para esto es importante la orientacin del fulminante.

Para llevar a cabo esta actividad, se contar con personal debidamente entrenado, capacitado y con los permisos y licencias correspondientes emitidos por la DISCAMEC para el uso y manipuleo de explosivos.

6.3 Ventilacin.-La ventilacin en los primeros 80 m ser natural con un periodo promedio de 45 min.

La ventilacin de los 80 230 m. ser artificial en forma permanente, garantizando suministrar la cantidad y calidad adecuada de aire fresco para que el personal y los equipos puedan desempear sus funciones con seguridad y eficiencia. El aire fresco ser captado de la superficie y conducido al frente de trabajo por intermedio de mangas de ventilacin y ventiladores elctricos.

6.4 Sostenimiento.- El ingeniero encargado llevar un control minucioso y continuo de la calidad del terreno en que se est trabajando, lo cual nos permitir determinar las zonas de inestabilidad y ordenar el sostenimiento adecuado para cada calidad de roca.

6.5 Limpieza, y acarreo.- El trabajo relacionado con la remocin, retiro y carguio del desmonte producto de la excavacin del frente de trabajo se realizar con scoop de 1.50 yd3 VII. SERVICIOS OPERATIVOSPara llevar a cabo la ejecucin de las labores subterrneas programadas, es imprescindible disponer entre otros, de los siguientes servicios:

Servicio de aire comprimido (90 psi)

Servicio de agua para perforacin

Servicio de energa elctrica en 440 V

6.1 Aire Comprimido.- Este servicio ser suministrado por comprensora de aire desde la superficie, y a travs de toda la red conducido hasta la zona de los trabajos, ser abastecido a travs de tuberas de acero polietileno en los dimetros convenientes de tal modo que no generen una abrupta cada de presin.

6.2 Agua para perforacin.- Para llevar a cabo la labor de perforacin es necesario disponer de agua con el objetivo de neutralizar los polvos que se generan. El agua ser captada desde superficie y conducida hasta los frentes de trabajo.6.3 Energa elctrica.- La energa necesaria para el funcionamiento de los ventiladores y la operacin en su conjunto, ser alimentada por un equipo electrgeno.

6.5 Disposicin del desmonte .- Las reas para la disposicin del desmonte estn ubicadas en el ingreso y salida del tnel. El talud final se proyecta que sea de 37. As mismo, se construir. Si los resultados de las pruebas de caracterizacin geoqumica determinan que el desmonte puede generar acidez, entonces se implementarn criterios adicionales de ingeniera para mitigar dicho efecto.

VIII. EQUIPOS NECESARIOS

Para garantizar la ejecucin del presente proyecto en los plazos estipulados es necesario contar con el siguiente equipo:

01 Comprensora de aire 01 Cargador de bajo perfil de 1.5 yd3

01 cargador de lmparas para 8 unidades. 02 ventiladores de aire, con su respectivo grupo electrgeno.

01 camioncito para el transporte materiales varios.IX. CRONOGRAMA DE EJECUCION

Las actividades y laboreo a realizar para ejecutar los metrados del presente Proyecto sern bsicamente las siguientes:

Tnel de 460 m con 2 disparos por da: 150 das

Ejecucin de sostenimiento: 20 das

X. COSTOS DE INVERSION

Los costos de inversin ascienden a la cantidad de s/. XI. X.- CONCLUSIONES1. El diseo de la voladura es el mtodo de smoot blasting o voladura controlada, teniendo en cuenta las caractersticas estructurales y geomecnicos del macizo rocoso.2. la voladura controlada relativamente incrementan los costos, pero, reducen notablemente los costos de sostenimiento, reduciendo los peligros y riesgos potenciales.3. La voladura controlada tiene una relacin directa con la esttica que se obtendr con este mtodo en la excavacin del tnel, y as reduciendo los costos en el posterior revestimiento. 4. La zona en estudio, se encuentra emplazada dentro de una potente secuencia de rocas volcnicas de edad mioceno tardo a plioceno, constituida mayormente por derrames andesticos intercalados con aglomerados y brechas de la misma composicin y tufos moderadamente compactados. La presente tabla es una herramienta que debe ser utilizada para conocer las condiciones geomecnicas del macizo rocoso y el tipo de soporte a colocar con el objetivo primordial de evitar cada de rocas.5. la tabla para la aplicacin del ndice G. S. I. modificado en las labores de sostenimiento, de seccin 1.8 m x 2.10 m, consta de cinco dominios en el parmetro de estructuras, designados como LF, F, MF, IF y T, as como de cinco dominios en el parmetro de condiciones superficiales, designados como MB, B, R, P y MP.6. por lo tanto, los tipos de roca segn el ndice g. s. i. modificado en la mina seran los siguientes:* LF/MB (ligeramente fracturada/muy buena)* MF/R(muy fracturada/regular)* LF/B(ligeramente fracturada/buena)

* MF/P(muy fracturada/pobre)* LF/R(ligeramente fracturada/regular)

* MF/MP (muy fracturada/muy pobre)* LF/P(ligeramente fracturada/pobre)

* IF/B(intensamente fracturada/buena)* F/MB(fracturada/muy buena)

* IF/R(intensamente fracturada/regular)* F/B(fracturada/ buena)

* IF/P(intensamente fracturada/pobre)* F/R(fracturada/regular)

* IF/MP(intensamente fracturada/muy pobre)* F/P(fracturada/pobre)

* T/R (triturada/regular)* F/MP (fracturada/muy pobre)

* T/R (triturada/pobre)* MF/MB (muy fracturada/muy buena)

* t/MP (triturada/muy pobre)* MF/B (muy fracturada/ buena)7. Los dominios en el parmetro de estructuras, se determinan midiendo la cantidad de fracturas por metro, utilizando un flexmetro, ya sea en el frente o en las paredes; no se deben incluir fracturas por voladura. por ejemplo, si se tienen 18 fracturas por metro en una roca de un determinado frente, esta correspondera a un dominio MF (de 12 a 20 fracturas por metro).8. los dominios en el parmetro de condiciones superficiales se definen primeramente tratando de romper, indentar o disgregar con una picota (o pico y combo equivalente a la picota), luego observar la forma de las fracturas y su relleno (xidos, arcillas o bitumen; rugosa ondulada, plana lisa ondulada o plana y pulida con estriaciones). 9. En las condiciones II B, IIIA, III B, IV A, IV B y V, el soporte debe ser colocado de forma inmediata y eficiente (oportunidad y calidad), de lo contrario, cualquier retraso o deficiencia, significara la necesidad de la instalacin de elementos de sostenimiento mayor. adicionalmente, se recomienda realizar voladura controlada, especialmente para estos casos mencionados, a fin de producir el menor dao y fatiga posible a la roca excavada; se deben conservar la forma y las dimensiones de la seccin requerida, ya que, en su defecto, se corre el riesgo de generar inestabilidad innecesaria en la excavacin. el desatado de las labores debe ser permanente, esto es, antes, durante y despus de la perforacin.10. la instalacin de sostenimientos, sea cul fuere el tipo de roca, requiere de condiciones como un buen desatado y limpieza previa de las superficies de la labor. 11. la instalacin de pernos ocasionales o puntuales se ejecutar nicamente para soportar bloques de roca formados por cuas limitadas por estructuras geolgicas aisladas. el direccionamiento de estos pernos se efectuara teniendo en cuenta la direccin de los planos de estas estructuras.12. En el empernado sistemtico, los elementos deben ser colocados en forma perpendicular a la superficie de la seccin a ser sostenida, esto es, perpendicular a la tangente de la seccin en el punto en que se coloque. la ubicacin de los pernos en este caso debe ser de forma tal que se pueda distribuir uniformemente la carga de esfuerzos de la roca sobre stos. el espaciamiento entre los pernos est indicado en la presente tabla, segn se presenten las condiciones geomecnicas del macizo rocoso.13. La aplicacin de esta tabla y las observaciones del comportamiento del macizo rocoso en las reas de minado servirn para optimizarla y ser necesario la participacin de todos los responsables de la construccin.

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EMBED Equation.3

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SMOOTH BLASTING :

L = 138 T 2

DESTROZA , PISO,

B = 0.9 (L SANFO / (c T (E/B))) 0.5

AYUDAS :

B = 880 (A L SANFO / (T c)) 0.5

ARRANQUE :

L = 55T (B / e) 1.5 (B - e / 2) (c / 0.4) / SANFO

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_1303913630.bin

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