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• Pedro Alonso Machuca García

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PLANEAMIENTO DE PERFORACION Y VOLADURA EN MINERIA SUPERFICIAL Ph.D. Carlos Agreda Turriate Consultor de Camiper

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PLANEAMIENTO DE PERFORACION Y VOLADURA DE ROCAS Introducción

En la actualidad, la industria minero-metalúrgica es importante en el desarrollo del Perú; la cual atraviesa una etapa de constante crecimiento debido a distintos factores, tal es el caso de la gran demanda internacional de metales que trae consigo el incremento de sus precios, mejoras tecnológicas tanto para el

proceso de explotación como en la etapa de tratamiento metalúrgico. 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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Dentro de este proceso productivo, existen diferentes etapas antes, durante y después de la operación minera en general. Una de las más importantes está dentro de la etapa de explotación: el ciclo de minado. Es aquí donde se encuentran las operaciones de perforación y voladura, siendo estas las primeras que se realizan en este ciclo. Teniendo en cuenta que la fragmentación obtenida como el producto de las operaciones mineras unitarias binomiales de perforación y voladura es la variable aleatoria más importante en todo complejo minero-metalúrgico; es que varios investigadores a nivel mundial han dedicado su vida a investigar las operaciones mineras unitarias mencionadas anteriormente. 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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Por otro lado, se sabe que las formas más frecuentes de atacar al macizo rocoso son las siguientes:  Con la energía mecánica producida por la perforadora.  Con la energía fisicoquímica producida por la detonación de una MEC. En este módulo se describirá, analizará y discutirá el ataque mecánico al macizo rocoso por la operación minera unitaria de perforación. Se debe mencionar que también existen otras metodologías para atacar al macizo rocoso: fuego, energía eléctrica e hidráulica; obteniendo mejores resultados de fragmentación de la roca con la energía físico-química producida por la detonación de una MEC. 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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PLANO TOPOGRAFICO

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Mineral in situ

DIAGRAMA CONCEPTUAL N.º 1 Muestra cómo la variable aleatoria fragmentación interrelaciona a todas las operaciones de un complejo minero-metalúrgico.

Perforación

Fragmentación

Voladura

Fragmentación

Carguío y acarreo

Transporte

Chancadora primaria Conveyor

Fragmentación

Transporte

Chancadora secundaria

Fragmentación

Molienda

Fragmentación

Siguientes etapas del procesamiento de minerales

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PLANEAMIENTO DE LA PERFORACION

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PLANEAMIENTO DE LA PERFORACION Introducción Para llevar a cabo el planeamiento de la perforación, se debe conocer al macizo rocoso en toda su dimensión en los siguientes términos:  Mecánica de rocas.  Geomecánica.  Geología estructural, etc. Como se sabe, el macizo rocoso es totalmente aleatorio; cuanto más se conozca el macizo rocoso, se obtendrá mejores resultados: fragmentación de la roca. 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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Modelo geológico

de

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Modelo matemático

Modelo geomecánico

Características de la muestra de roca intacta

Descripción discontinuidades

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las

Caracterización del macizo rocoso

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Clasificaciones geomecánicas

Análisis de tensiones

Estado de la tensión de los macizos rocosos

Relaciones tensodeformacionales

Resistencia de los macizos rocosos

Diseño de excavaciones Diseño de los sistemas sostenimiento

Sondajes Hidrogeología Métodos geofísicos

Litología

Calidad del macizo rocoso

Meteorización

Tensiones naturales

Estructuras geológicas

 Propiedades mecánicas discontinuidades

Características geomecánicas de las discontinuidades, etc.

 Propiedades mecánicas de los materiales, etc.

Equilibrio límite Modelos continuos de

las

Modelos discontinuos

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MECANICA DE ROCAS Propiedades físicas

Mecánica de rocas

Propiedades mecánicas Teoría de fallas Teoría de la elasticidad

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MECANICA DE ROCAS Las características físico-mecánicas del macizo rocoso se mencionarán en forma general. Propiedades físicas

Densidad 

Peso natural Volumen

( g / m3 )

Densidad Gravedad específica (G) Peso específico () Porosidad (n) Permeabilidad, etc. 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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PROPIEDADES MECANICAS Ensayo de compresión uniaxial. Ensayo de carga puntual. Ensayo de corte directo. Ensayo para la determinación de constantes elásticas. Ensayo de compresión triaxial. Ensayo de tracción indirecta (brasilero).

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TEORIA DE LA ELASTICIDAD La teoría de elasticidad aplicada para el diseño de estructuras rocosas Para el diseño de estructuras rocosas, se ha venido asumiendo las propiedades elásticas de la roca y llevar acabo dicho análisis matemático basado en la teoría de la elasticidad. Tales diseños a veces son exitosos, otros parcialmente en caso de taludes y cimentaciones. Por lo tanto, es muy importante definir los límites de aplicabilidad de la teoría de la elasticidad para el diseño en estructuras rocosas. 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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Se ha mostrado por definición de la elasticidad que las rocas no son puramente elásticas, pero que algunas tienen propiedades deformacionales aproximadamente a la forma cuasi-elásticas, particularmente algunas rocas cohesivas de grano fino y rocas masivas con bajos niveles de esfuerzos. Por lo dicho anteriormente, se debe establecer el conocimiento de que las rocas por naturaleza son normalmente discontinuas, conteniendo varios tipos de discontinuidades geológicas estructurales (diaclasas, fallas, contactos, estratos, etc.) que además pueden contener agua en cantidades variables. 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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Para la determinación de los límites de la teoría de la elasticidad, se debe tener en cuenta algunos factores de las estructuras de la roca.

Sin embargo, generalmente se debe seguir ciertos lineamientos ya establecidos.  Las estructuras rocosas cercanas a la superficie no deberán ser tratadas como un medio elástico continuo, no obstante que las propiedades del material rocoso (muestra) pueden ser cercanamente elásticos, a menos que esté presente un mínimo de discontinuidades. 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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 Para el criterio de diseño en un macizo rocoso, se debe tener en cuenta la fricción y las discontinuidades estructurales.  Las estructuras rocosas con algunas fracturas cercanamente ubicadas no deberán ser tratadas como un medio elástico continuo.  Las rocas con E < 5 x 105 kg/cm2 no deberán ser consideradas como un medio elástico, excepto tomando ciertas precauciones.

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CONSTANTES ELASTICAS El módulo de elasticidad de Young (E)

E

E: módulo de elasticidad o modulo de Young σ: esfuerzo : deformación

La relación Poisson ()

  x z Modulo de rigidez (G)

G

E 2(1   )

 

Índice de bulk o compresibilidad Bulk Modulus , K  

 3

3  2 3

Constante de Lame (λ)



E (1   )(1  2 )

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TEORIA DE FALLAS Para el presente curso, solo se mencionarán las teorías de fallas propuestas por los investigadores, porque estas ya han sido estudiadas. Cabe enfatizar que la teoría más usada es la de Hoek & Brown. Criterio de falla de Mohr (roca sin cohesión). Criterio de falla de Coulomb. Criterio de falla de Mohr-Coulomb. Criterio de falla de Griffith. Criterio de falla de Griffith (modificado). Criterio de falla de Hoek & Brown. 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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An empirical criterion of failure defined by the envelope to a series of Mohrs circles: A. direct tension; B. Brazilian; C. unconfined compression; D. triaxial compression.

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The Mohr-Coulomb failure criterion with a tension

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Comparison of empirical of envelope and Mohr-Coulomb criterion in the tensile region. Inside the ruled region, the Mohr-Coulomb criterion with tension cutoff overestimates the stength.

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C

0

um olo

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bM

0

Extensión fracture

o

nv hr e

elo

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pe

Shear fracture

Hybrid fracture

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ANALISIS DE LOS ESFUERZOS Y DEFORMACIONES DEL MACIZO ROCOSO Las propiedades mecánicas de las rocas son gobernadas por la reacción de estas a las fuerzas, actuando sobre ellas. Estos esfuerzos inducen a la roca un estado de fallamiento, una cantidad con la dimensión de fuerza por área unitaria, y un estado de deformación, una cantidad adimensional expresando la deformación en términos de la dimensión original.

La relación entre esfuerzo y deformación en un material idealizado forma la base de las teorías matemáticas de elasticidad, viscosidad y reología; las cuales pueden a su vez ser aplicadas a materiales reales (en este caso las rocas) para estimar los esfuerzos o deformaciones en un campo de fuerzas definido. El entendimiento de los esfuerzos y deformaciones y, de los principales esfuerzos y el análisis de las deformaciones es, por lo tanto, muy importante para el ingeniero encargado de diseñar excavaciones dentro del macizo rocoso. 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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Es la fuerza interna por unidad de área cuando dicha área tiende a cero. Esfuerzo normal (σ). Es la componente normal del esfuerzo: la componente perpendicular al plano sobre el cual actúa el

esfuerzo. Esfuerzo tangencial (). Es la componente tangencial del esfuerzo: la componente paralela al plano sobre el que actúa el esfuerzo. 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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ESFUERZOS Y DEFORMACIONES AXIALES Considerando la siguiente figura, se puede escribir lo siguiente:

Esfuerzo axial

Deformación axial

Axial strees :  A 

Axial strain :  A 

P A

L L

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σA

Slope 

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A A

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Descargando

σA vs. A para rocas elásticas ideales, las cuales no son isotrópicas. Cargando A 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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P A L

L

Cuando se obtienen taludes muy inclinados, es por que la carga actuó muy rápidamente sobre el espécimen. La mayoría de las rocas no son idealmente elásticas. 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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GEOMECANICA

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D. Deere RQD

Palmström Priest and Hudson

Índice de calidad geomecánica del macizo rocoso

RMR

Bieniawski

Q

N. Barton

RSR

Wikham

RMi

Palmstrom

GSI

Hoek & Marinos

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DEFINICION Según Bieniawski, es la ciencia e ingeniería que estudia los suelos y los materiales rocosos, lo mismo que a los macizos rocosos. Este es un campo de práctica profesional e investigación que trata de lo anteriormente mencionado. La geomecánica contribuye a un número de disciplinas tales como Ingeniería de Minas, Civil, Geológica, Petrolera y de Gas Natural. Estas disciplinas se estudian para diseñar y construir algunos proyectos, tales como minas, túneles, cimentaciones, estabilidad de taludes, piques, perforaciones en la búsqueda de petróleo y gas, etc.

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La geomecánica permite mejorar ambos: el ambiente donde vivimos y la calidad de vida de los habitantes del planeta Tierra. Objetivos

Conocer las características geomecánicas de las rocas para minimizar y/o evitar el deslizamiento de los taludes.

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CARACTERIZACION GEOMECANICA DEL MACIZO ROCOSO Para utilizar el mapeo geológico y geomecánico de las discontinuidades del macizo rocoso, es necesario clasificar y cuantificar sus efectos en el proceso de excavación de dicho macizo. A nivel mundial, existen diversos sistemas de clasificación y caracterización del macizo rocoso, pero los más usados son los siguientes: Rock Quality Designation (RQD-Index). Rock Mass Rating System (RMRs-value). Rock Mass Quality (Q System-value). 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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Estos sistemas han sido desarrollados principalmente para evaluar la reducción de la estabilidad de un macizo rocoso interceptado por algunos planos. Sin embargo, ellos también pueden proveer cierta ayuda para estimar la influencia de las características del macizo rocoso durante el proceso de excavación.

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ROCK QUALITY DESIGNATION RQD El geólogo norteamericano D. Deere, que desarrollaba su trabajo profesional en el ámbito de la mecánica de rocas, postuló que la calidad estructural de un macizo rocoso puede ser estimada a partir de la información dada por la recuperación de testigos intactos. Sobre esta base propone el índice cuantitativo RQD (Rock Quality Designation). El RQD se define como el porcentaje de testigos recuperables con una longitud mayor o igual a 10 cm.

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RQD 

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 Longitud total de testigos  10cm

x100

Longitud total

Basándose en los rangos de los valores del RQD, el macizo rocoso puede ser caracterizado según la valoración siguiente: RQD (%)

Calidad de la roca

100-90

Muy buena

90-75

Buena

75-50

Mediana

50-25

Mala

25-0

Muy mala

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En caso que no se cuente con testigos adecuados, Palmström (1982) propone que el RQD puede ser calculado, definiendo un RQD superficial según la siguiente expresión matemática: Donde Jv: número de contactos por m3 Jv: Jx + Jy + Jz Para Jv < 5 → RQD = 100

RQD  115  3.3 x J v (%) 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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Priest y Hudson (1976) proponen el RQD, el cual puede ser calculado usando la siguiente expresión matemática:

RQD  100e 0.1 0.1 1 Donde



N.º discontinu idades m

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RMR (ROCK MASS RATING) DE BIENIAWSKI 1979 Desarrollado en Sudáfrica por Z. T. Bieniawski en 1973 y posteriormente modificado por él mismo en 1976 y en 1979. También es conocido como CSIR (South African Council for Scientific and Industrial Research) (Consejo de África del Sur para la Investigación Científica e Industrial). Actualmente, se usa la edición de 1989 que coincide sustancialmente la con de 1979. Para determinar el índice RMR de calidad de la roca, se hace uso de los parámetros del macizo rocoso que se mencionan posteriormente. 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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ROCK MASS RATING SYSTEM (RMRS) Esta caracterización ingenieril de los macizos rocosos utiliza los siguientes seis parámetros, los cuales son medibles en el campo y también pueden ser obtenidos de la base de datos (laboratorios). 1. Resistencia compresiva uniaxial del macizo rocoso (Sc). 2. Designación de calidad de roca (RQD). 3. Espaciamiento de las discontinuidades. 4. Condición de las discontinuidades.

5. Condición de agua subterránea. 6. Orientación de las discontinuidades. 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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Valores de los cinco parámetros que intervienen 1. Resistencia a la compresión de la roca alterada: Bieniawski emplea la clasificación de la resistencia a la compresión uniaxial de la roca que proponen Deere y Miller, como alternativa se podrá utilizar la “clasificación de carga de punta” para cualquier tipo de roca, excepto la muy frágil. 2. RQD: índice de calidad de la roca según Deere y Miller. 3. Espaciamiento de las discontinuidades: es decir, de las fallas, de los planos de estratificación y otros planos de debilidad.

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4. Condiciones físicas y geométricas de las discontinuidades: este parámetro toma en cuenta la separación o abertura de las fisuras, su continuidad, la rugosidad de su superficie, el estado de las paredes (duras o blandas) y la presencia de relleno en las discontinuidades. 5. Presencia de agua subterránea: se intenta medir la influencia del flujo de las aguas subterráneas sobre la estabilidad de las excavaciones en función del caudal que existe en la excavación y, de la relación entre la presión del agua en las discontinuidades y el esfuerzo principal.

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El valor del RMR se calcula de la siguiente manera:

RMR  1  2  3  4  5  6 Valor de un parámetro individual Las siguientes clases de los macizos rocosos son definidos por el valor RMR: RMR

Clase N.º

Clasificación

100-81

I

Roca muy buena

81-60

II

Roca buena

60-41

III

Roca regular

40-21

IV

Roca pobre

< 20

V

Roca muy pobre

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1

2 3

Resistencia roca intacta

TABLA I (Mpa) Compresión Simple (Mpa) Valoración RQD Valoración Separación entre diaclasas (m) Valoración Estado de las diaclasas

Agua freática

4

5

Ensayo de Carga Puntual

Valores bajos, efectuar ensayos compresión uniaxial

> 10

4 - 10

2-4

1-2

> 250

100 - 250

50 - 100

25 - 50

5 - 25

15 90% - 100% 20 >2 20

12 75% - 90% 17 0.6 - 2 15

7 50% - 75% 13 0.2 - 0.6 10

2

Muy rugosas, discontinuas, cerradas, bordes sanos y duros

Algo rugosas, separación < 1 mm, bordes duros

Algo rugosas, separación < 1 mm, bordes blandos

Valoración Caudal / 10m de túnel (l/min) Presión de agua Estado general Valoración

1-5

30

25

20

4 25% - 50% 6 0.06 - 0.2 8 Espejos de falla, relleno < 5 mm, separación 1 - 5 mm, diaclasas continuas 10

Nulo

< 10

10 - 25

25 - 125

> 125

0 - 0.1

0.1 - 0.2

0.2 - 0.5

> 0.5

Húmedo

Goteando

Fluyendo

7

4

0

0 Seco 15

Ligeramente húmedo 10

1 < 25% 3 < 0.06 5

5 mm, separación > 5 mm, diaclasas continuas 0

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CARACTERIZACION DEL MACIZO ROCOSO POR N. BARTON. Este sistema es uno de los más usados en nuestro medio, debido a la interrelación con el sistema de clasificación de Bieniawski (RMRs). Primero se calcula el RMRs y luego se determina el valor de Q. Un sistema estructural de macizos rocosos, orientado también a servir en la construcción de túneles, fue desarrollado por Barton, Lien y Lunden; investigadores del NGI (Norwegian Geotechnical Institute) que se basaron en extensivos estudios en macizos rocosos y en un gran número de casos de estabilidad de excavaciones subterráneas. 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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El sistema propuesto considera seis parámetros para definir la calidad de un macizo rocoso, que son los siguientes: RQD Jn Jr Ja Jw SRF

: parámetro definido por Deere (1964) : número de contactos : número de rugosidades : número de alteración : condición de agua subterránea : factor de reducción del esfuerzo(stress reduction factor)

Para calcular el índice Q se usa la siguiente expresión matemática:

 RQD   J r   J w   x  x Q    J  n   J a   SRF  11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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El valor de Q puede variar aproximadamente entre 0,001 y 1000. Dentro de este rango se definen nueve calidades de roca, tal como se muestra en la tabla siguiente: Calidad de roca Excepcionalmente mala Extremadamente mala Muy mala

Q 0.001-0.01 0.01-0.1 0.1-1.0

Mala Regular Buena Muy buena Extremadamente buena Excepcionalmente buena

1.0-4.0 4.0-10.0 10.0-40.0 40.0-100.0 100.0-400.0

400.0-1000.0

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CORRELACION ENTRE EL RQD, EL RMRS Y EL Q SYSTEM Resistencia, rigidez, tamaño del bloque, integridad estructural estabilidad, vida útil, etc. Clasificación 0.001

0

0

Barton Bieniawski

Deere

Q

9

RMR

5

RQD

5

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1000

100

100 54

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GEOLOGICAL STRENGTH INDEX DE HOEK & MARINOS (2000) El GSI (geological strength index) se basa en estimaciones cualitativas al igual que el RMR. The Geological Strength Index toma en cuenta del macizo rocoso lo siguiente: a) La estructura del macizo rocoso considera el grado de fracturamiento o la cantidad de contactos por metro lineal. 1. Roca masiva o levemente fracturada (LF). 2. Roca moderadamente fracturada (F). 3. Roca muy fracturada (MF). 4. Roca intensamente fracturada (IF). 5. Roca triturada o brechada (T). 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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b) La condición superficial del macizo rocoso, tal como la resistencia de la roca intacta y las propiedades de las discontinuidades: resistencia, apertura, rugosidad, relleno y la meteorización o alteración. 1. Roca muy buena (MB).

2. Roca buena (B). 3. Roca regular (R). 4. Roca mala (M). 5. Roca muy mala (MM). 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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COMPARACION DE LOS METODOS DE BIENIAWSKI VS. BARTON La caracterización del macizo rocoso propuesta por Bieniawski y Barton es de interés especial, puesto que incluye suficiente información para poder evaluar los parámetros del macizo rocoso que tienen influencia en la estabilidad de una excavación subterránea como en taludes en roca. Bieniawski da más importancia a la orientación y a la inclinación estructural de la roca y ninguna a los esfuerzos en la roca.

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Barton no incluye o no considera el factor de la orientación de los contactos, pero sí considera las propiedades de los sistemas de contactos más desfavorables al evaluar la rugosidad de los contactos y su grado de alteración. Ambos representan la resistencia al esfuerzo cortante del macizo rocoso. Estos dos sistemas señalan que la orientación y la inclinación de las estructuras son de menos importancia, y la diferencia entre favorable y desfavorable es adecuada para los casos prácticos. Existen algunos materiales como la pizarra que tiene características estructurales tan importantes que tienden a dominar el comportamiento de los macizos rocosos. 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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En otros casos, grandes bloques quedan aislados por discontinuidades y causan problemas de inestabilidad durante la excavación, para estos casos los sistemas de clasificación descritos serán quizás no adecuados y se necesitarán consideraciones especiales para la relación entre la geometría del macizo rocoso y la excavación. Cuando se trata de rocas de muy mala calidad, rocas comprimidas, expansivas o con grandes flujos de agua, la clasificación de Bieniawski es poco aplicable. 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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Por tanto, en este tipo de rocas extremadamente malas se recurre al sistema de Barton. Cabe enfatizar que para mayor seguridad, estas caracterizaciones se deben tomar como guías y, es mejor aplicar ciencia y tecnología con modelos matemáticos.

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RECOMENDACIONES Se sabe que las diferentes caracterizaciones del macizo rocoso que existen a nivel mundial, postuladas por los diversos investigadores, son empíricas. Por ello, se deben tomar como tal; es decir, como una guía. Estas caracterizaciones se han realizado en otros países de diferentes condiciones al Perú. Para que estas caracterizaciones dejen de ser empíricas debe hacerse uso de los diferentes modelos matemáticos de la investigación de operaciones y darles un cierto grado de confiabilidad. 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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GEOLOGIA ESTRUCTURAL

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GEOLOGIA ESTRUCTURAL La geología estructural está directamente relacionada con otras ramas de la geología.

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Effcet of topography on beds wich dip downstream at an angle greater than the stream gradient.

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Effcet of topography on beds wich dip downstream at an less the sreteam gradient

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Representación de un plano inclinado: a) Diagrama de un block mostrando un afloramiento en el punto 0. b) Diagrama mostrando una esfera construida con el centro en el punto 0.

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Buzamiento real Buzamiento aparente

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30 60

Direcc ión de cap a

60

Sentido del Buzamiento

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NORMAS DE SEGURIDAD EN PERFORACION Y VOLADURA Introducción Al inicio de la minería, a nivel mundial no existía ley que la regía, mucho menos en el Perú. Así como la ciencia y la tecnología avanza, también fue reglamentándose la industria minera, obteniendo la evolución de las leyes en seguridad. Ley babilónica: Código de Hammurabi. Ley inglesa (1982 y 1875): Ley de los explosivos. Ley alemana (1880). Ley norteamericana (1887). 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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Con la Revolución industrial y la lucha de la clase obrera, se establecieron los Reglamentos de Seguridad Minera y, últimamente, el 21 de agosto 2010 se aprobó el Decreto Supremo 055-2010-EM. Las operaciones mineras unitarias binomiales de perforación y voladura son las que dan inicio a toda la explotación minerometalúrgica. La industria minero-metalúrgica es una actividad que por su naturaleza y complejidad representa un alto riesgo para todos los inmersos en esta actividad extractiva. 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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Por lo que a nivel mundial, se han instituido una serie de normas de seguridad; en este caso para las personas que trabajan en perforación y voladura de rocas. En el Perú, el MEM (Ministerio de Energía y Minas) es el encargado de regular y hacer cumplir todas la normatividad y reglamentación referente a esta materia. También, se puede mencionar a la DICSCAMEC que regula y norma todas las actividades concernientes al almacenamiento, manipuleo, transporte y uso de todas las MEC y los accesorios de voladura. 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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ACCIDENTE: GASEADO NO CUMPLIO CON EL TIEMPO ESTABLECIDO PARA INGRESAR A LA LABOR MINERA

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Cabe enfatizar que a partir del año 2003, profesionales de la fabricación de explosivos, de la industria minera, de universidades, etc. se han venido reuniendo en la Sociedad Nacional de Industrias, formado el denominado Comité Técnico de Normalización de los Accesorios de Voladura y MEC; quienes han trabajado en este tema, material que se encuentra disponible en el Indecopi. Lo mismo, otro equipo de profesionales también se encargaron de regular y controlar el almacenaje, manipuleo, transporte y uso de los productos pirotécnicos. 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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Por otro lado, como ya se sabe, cada compañía minera tiene su departamento de seguridad e higiene minera, el cual se encarga de cumplir y hacer cumplir todas las normas y regulaciones vigentes, entre las cuales se puede mencionar las siguientes:    

Capacitar permanentemente a todo el personal. Charlas de 5 minutos antes de comenzar las labores. Vestimenta e implementos de seguridad. Examen psicológico, etc.

Se reitera que el 21 de agosto de 2010, en el capítulo VI desde el art. 243º al 269º, se especifica la normatividad en cuanto a perforación y voladura de rocas. 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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PERFORACION

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PERFORACION Introducción Como se sabe, la cadena de valor de la industria minerometalúrgica comienza con las operaciones unitarias binomiales de perforación y voladura, terminando con la obtención de los metales y/o concentrados. Por otro lado, muchos investigadores a nivel mundial han demostrado que la fragmentación obtenida como resultado de las operaciones mineras unitarias de perforación y voladura tienen un impacto hasta del 70% del costo total (US$/Tm) en las operaciones minero-metalúrgicas. 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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Es decir, se debe efectuar un profundo análisis en donde se debe invertir más.

kg  exp losivo($) / tm  L.F.  1 O

US $  2 kW  hmolienda  Obviamente, que se ha demostrado a nivel mundial que es mucho más rentable invertir en (1) que en (2), porque los (kW - h) tienen un costo mayor. 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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Perforación

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Acarreo

Chancadora primaria

Operaciones subsiguientes

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En el planeamiento de minado, el encargado de este departamento determina la cantidad, la capacidad y las especificaciones técnicas de las perforadoras. Para una adecuada perforación y evacuación de los detritus, se aplica los modelos matemáticos de los investigadores, entre ellos el Dr. Alan Bauer. Conocida la caracterización geomecánica y mecánica de rocas de macizo rocoso y el adecuado diseño del disparo primario, en especial el parámetro de Burden y las características de la MEC, se obtendrá una buena fragmentación. 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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La variable que determina la productividad y los costos de todas las operaciones mineras subsiguientes a la perforación y voladura es la fragmentación.

 Conocer en forma genérica los modernos conceptos y modelos matemáticos de perforación.  Revisar la tecnología más moderna existente a nivel mundial en perforación.  Determinar las mallas de perforación para lograr una adecuada penetración a la roca, formando los taladros que posteriormente serán llenados con MEC. 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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Superficie terrestre Cuerpo mineralizado

Planta Perforación y voldadura Fragmentación

Extracción Carguío y acarreo

Chancado primario Chancado secundario

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CLASIFICACION DE LOS SISTEMAS DE PENETRACION A UNA ROCA Se efectúa tomando en cuenta lo siguiente: Dimensiones del taladro. Método de montaje. Tipo de energía a usarse. Los mecanismos de penetración a una roca según el método de ataque a esta son los siguientes: Percusión. Rotación. Roto-percusión.

El sistema de penetración a una roca usando el ataque mecánico es el más usado a nivel mundial en las operaciones mineras. 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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COMPONENTES OPERACIONALES DE UN SISTEMA DE PERFORACION Drilling

 Perforadora: fuente generadora de la energía.  Barrenos: trasmisor de la energía.  Broca: aplicador de la energía.  Circulación del fluido: enfriamiento y limpieza.

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PRINCIPALES FACTORES QUE INFLUYEN EN LA PERFORACION  Perforadora.  Barrenos.  Broca.  Circulación del fluido.  Dimensiones del taladro.  Roca. Los factores anteriores son los componentes del sistema de perforación variables operacionales, los cuales se controlan dentro de ciertos límites y ellas deben ser seleccionadas para adecuarse al tipo de roca. 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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El dimensionamiento del taladro profundidad e inclinación de este.

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comprende

tamaño,

Son dictados principalmente por requerimientos externos y ellos son variables independientes durante el proceso de perforación. Los factores de la roca mencionados anteriormente son ambientalmente determinados. Estos factores son también variables independientes durante el proceso de la perforación y, de acuerdo a Tandanand (1973), incluyen los siguientes parámetros:  Propiedades de la roca: resistencia compresiva, porosidad, contenido de humedad, cohesión, etc. 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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 Condiciones

geológicas:

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petrología

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y

condiciones

estructurales, fracturas, contactos, fallas, etc. Estado del esfuerzo: presión in situ, etc.

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ANALISIS DE RENDIMIENTO DE UNA PERFORADORA Aunque algunos criterios más sofisticados han sido propuestos, los siguientes son empleados casi exclusivamente para evaluar el rendimiento de un sistema de perforación dado o para comparar los resultados de varios sistemas de perforación.    

Energía o fuerza. Rango de penetración. Desgaste de la broca. Costos.

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PERFORACION Definición Es el proceso de penetrar a la roca para la formación de taladros.

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Clasificación de la perforación

Percusiva

Rotativa

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La perforadora, el barreno y la broca constituyen el sistema de perforación y son considerados como variables de diseño. El tamaño y la profundidad del taladro dependen de los diseños de voladura y de los requerimientos de la producción. Es importante enfatizar que el macizo rocoso es una variable totalmente aleatoria.

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PARAMETROS DE RENDIMIENTO  Energía.  Rango de penetración.  Desgaste de la broca.  Costos.

Se considera que la medida de la eficiencia de la perforadora es la energía específica “e” o la energía consumida por unidad de volumen de roca fracturada. 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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EFICIENCIA DE LA PERFORACION Teale (1965) y Bayley (1967) dedujeron que una medida muy útil de la eficiencia de la perforación para una maquina perforadora dada es la energía específica. La energía específica es la energía consumida por el volumen unitario, explicada en la siguiente expresión matemática.

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Lo dicho anteriormente, se expresa matemáticamente de la siguiente manera:

e

E P  V APR 

e: energía específica. E: energía de soplo (BPM). V: volumen de roca fracturada (pies3). A: área del taladro (pies2). PR: rango de penetración (pie/min). P: presión (psi). 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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RANGO DE PENETRACION (PR) Se expresa como un avance lineal:

PR 

dv / dt   (1)

A dv/dt: razón de cambio de volumen de roca fracturada

La dependencia de la razón de remoción con la energía aplicada ha sido determinada por la siguiente proporcionalidad:

V  E  (2) No tomando en cuenta la energía empleada para iniciar la penetración y tomando la derivada respecto al tiempo, de la ecuación (2) se obtiene lo siguiente:

dv dE   (3) dt dt 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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De la ecuación (1), se tiene

PR 

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dv  (4) dt

PR. A 

De las ecuaciones (3) y (4), se tiene

Por tanto,

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PR. A 

dE dt

dE / dt A

Por definición, se tiene

dE / dt P A

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PERFORACION ROTATIVA

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PERFORACION ROTATIVA Principios de la energía de operación

Son máquinas diseñadas para operar con gran fuerza de avance (pull down) y un sistema rotacional. Los componentes principales de la perforadora rotativa son el barreno, la broca y la circulación de flujo de aire para la limpieza de los taladros. Para una eficiente perforación, los detritus de roca formados por la perforación en los taladros deben ser evacuados para evitar que sean triturados por los elementos cortadores de la broca, para ello debe suministrase una circulación de aire y así evacuar dichos detritus. También, debe suministrarse agua para controlar el polvo. 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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BROCAS El tipo de brocas usadas a nivel mundial, en perforación rotativa en minas superficiales, es la broca tricónica con conos dispuestos excéntricamente para tener una mayor acción trituradora.

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BROCAS TRICONICAS La broca es el componente principal, aplicador de la energía durante la perforación. Su función es triturar o desagregar la roca en el proceso de perforación. La broca tricónica es de acción trituradora y hendedora. Tiene tres rodillos o conos con elementos cortadores (dientes o insertos), pero la estructura real del fondo que crea la geometría de la broca tricónica es la formación de una pequeña convexidad en el centro y algo más profunda en la periferia. 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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1. SISTEMA DE AIRE

2. MARCAS DE LA CIA.

3. INSERTOS DE CARBURO DE TUNGSTENO

4. DIENTES DE CARBURO DE TUNGSTENO

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TIPOS DE BROCAS TRICONICAS Existen dos tipos de brocas tricónicas:

1. De dientes. Los tipos de brocas con dientes de acero son usados para terrenos suaves a semiduras que tienen una resistencia a la compresión < 14 500 psi. La ventaja de las brocas de dientes de acero es su bajo costo, pues valen la quinta parte de uno de insertos. 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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DIAMETRO (PU8LGADAS)

13

12

11 10

1600

9 LEYENDA 8

Roca con una Sc de 12,000 Psi. Roca con una Sc de 8,000 Psi.

7

0 1000

2000

3000

4000

5000

VIDA DE LAS BROCAS (PIES)

Diagrama conceptual mostrando la vida de las brocas rotativas de dientes de acero vs. el diámetro de estas, perforando en rocas de diferentes Sc. 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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PESO POR PULGADAS DE DIAMETRO DE BROCA (W/) (MILES DE LB)

Diagrama conceptual mostrando el peso recomendado del empuje hacia abajo (W/) por pulgada de diámetro de broca vs. el diámetro de broca.

10

9

8

7

6

5 6

8

10

12

14

16

17

DIAMETRO DE LAS BROCAS (PULGADAS)

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(FT)

1600

1400

Vida de la broca

Diagrama conceptual mostrando la vida de la broca vs. el peso del empuje hacia abajo para una broca de 9 7/8” de diámetro, perforando en una roca dura.

1200

1000

800

800

2000

4000

6000

8000

1000

Peso del empuje hacia abajo por pulgada de diámetro de broca

(W/)

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2. De insertos. Son usados en rocas competentes, con una Sc > 14 500 psi.  La ventaja de estos es que requieren menos empuje para conseguir una velocidad de penetración.  Reducen las vibraciones, produciendo menos fatiga en la perforación.  Disminuyen el desgaste sobre el estabilizador y la barra porque los insertos de carburo mantienen el diámetro de la broca, mejor que los dientes.  Producen menos pérdidas de tiempo por cambio de brocas. 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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Diagrama conceptual mostrando las brocas rotativas con insertos vs. el diámetro de estas, perforando en rocas de diferentes Sc.

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PULL DOWN Se debe aplicar un adecuado pull down balanceado con la rotación de acuerdo al tipo de roca. El Dr. Alan Bauer después de todas sus investigaciones recomendó lo siguiente: Ø 6 ¾ pulg → 5,500 lb/pulg Ø 9 7/8 pulg → 6,500 lb/pulg Ø 12 ¼ pulg → 7,200 lb/pulg

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Rotación Los rangos de rotación más comunes en perforación rotativa, en minería superficial, son los siguientes:  De 60-90 RPM para rocas competentes.  De 90 RMP para rocas suaves. Caballos de fuerza (HP) Los requerimientos de HP para brocas tricónicas rotativas pueden ser calculados por la siguiente fórmula:

HP  NKD 2.5 T 1.5 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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HP: caballos de fuerza. N: velocidad rotativa RPM. K: constante que depende el tipo de roca. D: diámetro de la broca (pulg). T: empuje en 1000 lb/pulg del diámetro de la broca.

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Los valores de K son estimados según el siguiente cuadro: Resistencia compresiva del tipo de roca (Sc)

K x 10-5

Muy suave

-

14

Suave

-

12

Medianamente suave

2,500

10

Media

8,000

8

Competente

30,000

6

Muy competente

68,000

4

Tipo de roca

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SELECCION DEL TAMAÑO Los parámetros a tenerse en cuenta en la selección del tamaño de las perforadoras son la máxima profundidad de taladros, el índice de perforabilidad de la roca, el burden, el espaciamiento, la inclinación y el diámetro de los taladros requeridos para la voladura. P/E (pulg/lb) y con ello se predice el rango de penetración con la siguiente relación matemática:

 P  W  PR  112.5 RPM     E  C  11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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Donde PR: rango de penetración fph. RMP: velocidad rotativa RMP. P/E: índice de perforabilidad (pul/lb). W: empuje (en 1000 lb). D: número total de dientes de la broca.

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MODELO MATEMATICO PARA CALCULAR EL RANGO DE PENETRACION (PR) PARA LA PERFORACION ROTATIVA El cálculo del rango de penetración relacionando la resistencia de compresión uniaxial, el peso por pulgada de diámetro de broca y la velocidad de rotación; realizado por el Dr. A. Bauer; fue plasmado en la siguiente ecuación:

 W  RPM  PR  61  28Log Sc      300   PR: rango de penetración (pies/h) Sc: resistencia compresiva uniaxial en 1000 psi

W/Ø: peso por pulgadas del diámetro de la broca en 1000 lb RMP: velocidad rotativa RMP 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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Drilling performance of bits set with SYNDAX 3 cubes in pennant sandstone and in a dolomitic limestone.

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Penetration rate versus depth drilled for an 18 element SYNDAX 3 cube bit in grey marble

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Comparative drilling performance of a 30 element SYNDAX 3 triangle bit and an 18 element cube bit in norite granite.

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Penetratio rate as a function of depth drilled for a 30 element SYNDAX cube bit in paarl granite (250 Mpa)

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COMPRESSIVE STRENGTII (THOUSANDS OF PSI)

PENETRATION RATE VERSUS ROCK COMPRESSIVE STRENGTH FOR 50R. AND HAMMERS 50 40 30

H

L M

K M Q T

20

10

BJ H

C

BQ J 50R

M

100 HAMMER

9 f’’

7,7½’’

10

20

30

40

50

PENETRATION RATE (FT/HR)

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COMPRESSIVE STRENGTH (THOUSANDS OF PSI)

COMPARISON OF HAMMER DRILL AND 50R COTS/FT. OF HOLE 6 0 5 0 4 0 3 0 2 0 1 0

50 R (9f’’) HAMMER DRILL (7’’)

1

2

HAMMER DRILL(9’’)

3

5

4

DOLLARS / FT OF HOLE

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PENETRATION RATE VERSUS HOLE DIAMETER FOR PERCUSSIVE DRILLS 20 – 25,000 psi compressive strength

PENETRATION RATE (FT/HR)

70 60

x 12,000 psi compressive strength

50 x 40 30

x

20 10 2

x 3

4

5

6

HOLE DIAMETER (INS)

7

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Penetration rate vs. Weight on bit

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Penetration rate vs. Rotary speed

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Air volume vs. Air pressure

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Air flow through bearings vs. Nozzle size (pressures in excess of 10 psi)

Percentaje of air flow through bearings for various pressure 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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PROBLEMA DE APLICACION N.º 1 En una operación minera de Cu porfirítico para llevar a cabo la operación minera unitaria de perforación, se está usando una perforadora rotativa BE 60R y se cuenta con la siguiente información:  Perforadora rotativa: BE 60R  Peso de la perforadora: 90,000 lb

 RPM Max 90  Diámetro del taladro 9 7/8”  Resistencia compresiva de la roca Sc = 2,104 kg/cm² 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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Se pide calcular lo siguiente: 1. El tiempo neto de perforación (horas). 2. El metraje que se debe perforar por turno para satisfacer la producción programada. 3. Discutir los resultados.

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ALGORITMO DE SOLUCION 1. Para solucionar este problema, en primer lugar se debe determinar el tiempo neto de perforación por turno, para lo cual a las ocho horas que comprende un turno, se le reducirán los tiempos no productivos, tales como transporte de personal, limpieza y preparación de la perforadora, mantenimiento preventivo, refrigerio, necesidades fisiológicas, etc. Aproximadamente, el tiempo no productivo es dos horas. Entonces, el tiempo neto será de seis horas, en el mejor de los casos. 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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2. Se calculará el rango de penetración.

 W  RPM  PR  61  28Log Sc     300     Para reemplazar los datos en la ecuación, primero se convertirán algunos valores.

Sc : 2,104kg / cm 2  30,004 lbs / pu lg 2  aprox.  30,004lb / pu lg 2

W





90,0000.65 9 7 / 8"

W





90,000 90 0.65  x80.65 9 7 / 8" 79

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Reemplazando valores en la ecuación, se tiene lo siguiente:

 90 x8 x0.65  90  PR  61  28Log 30.004   79   300  PR  61  28Log 30.0041.78

PR  34.95 pies / h PR  35 pies / h  PR  10.5m / h Por consiguiente en 6 h de perforación efectiva, se perforará 63 m que corresponden a un turno de trabajo. 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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PROBLEMA DE APLICACION N.º 2 En una operación minera trabajada por el método de open pit, se está elaborando el planeamiento de minado, el cual se encuentra en la etapa de la selección de equipo primario. Por lo tanto, se requiere determinar el número de perforadoras rotativas necesarias para cumplir con la siguiente producción diaria.  Ore 50,000 Tm/día.  Resistencia compresiva Sc = 40,000 psi.  Factor de carga: 1 kg/Tm. 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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 Waste 40,000 Tm/día  Resistencia compresiva Sc = 28,000 psi  Factor de carga: 0.6 kg/Tm  Diámetro del taladro 9 7/8”  Altura de banco BH = 50 ft  Taco ST = 1.5 ft  Sobre perforación S/D = 5 ft Las especificaciones de las perforadoras en el mercado son las siguientes:  Perforadora rotativa: BE 45R  Peso de la perforadora: 70,000 lb  RPM Max = 70  Costos $ 1 400,000 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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   

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Perforadora rotativa: BE 60R Peso de la perforadora: 90,000 lb RPM Max = 70 Costos $ 2 000,000

Se pide lo siguiente: 1. El equipo de ingenieros de mina del Dpto. de Planeamiento de Minado deberá llevar a cabo la selección de las perforadoras. 2. Optimizar la decisión desde un punto de vista técnicoeconómico-ecológico. 3. Discutir los resultados. 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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ALGORITMO DE SOLUCION a. Cálculo del rango de penetración (PR)  Para el mineral

 700.65  70  PRore  (61  28 log 40)    9.875  300 

PRore  17.35 pies / h  Para el desmonte

 700.65  70  PRdesmonte  (61  28 log 20)    9.875  300 

PRdesmonte  22.02 pies / h 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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b. Cálculo del rango de penetración promedio PR (Rock drill BE-45) ore and waste

SR 

PR 

50,000 Tm / min eral 40,000 Tm / desmonte

 1.25

17.35 ft / h 1  22.02 ft / h 1.25 1

PR  19.94 ft / h 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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Deduciendo de las horas de trabajo, el tiempo no productivo, aproximadamente, es de 5.5 h/shift. Rango de penetración neto

PR  19.89 ft / h 5.5h / shift   PR  109.39 ft / shift

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Cálculo del rango de penetración (Rock drill BE-60), ore and waste  Para el mineral

 900.65  70  PRore  (61  28 log 40)    9.875  300 

PRore  22.31 pies / h  Para el desmonte

 900.65  70  PRdesmonte  (61  28 log 20)    9.875  300 

PRdesmonte  28.31 pies / h 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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d. Cálculo del rango de penetración promedio PR (Rock drill BE-45) ore and waste

PR 

22.31 ft / h 1  28.31 ft / h1.2 1  1.2

 PR  25.64 ft / h Deduciendo de las horas de trabajo, el tiempo no productivo, aproximadamente, es de 5.5 h/shift. Rango de penetración neto

PR  25.64 ft / h 5.5h / shift   PR  141.02 ft / shift 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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e. Cálculo de la cantidad de MEC por taladro

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MEC: AL/AN/FO (ore) - AN/FO (waste)

Densidad (confinado): PANFO-ALANFO = 1.2 g/cc. Densidad (kg/ft³) Convirtiendo unidades, se tiene lo siguiente:  1kg  106 cm 3  0.3048m / ft 3   1,2 g / cm  3  1000 g  1m   33.98kg / ft 3



3



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Densidad de carga lineal de la MEC (kg/ft)    2  1 ft  33.98kg / ft  9.875inch    4  12inch   18.07kg / ft



3



2

Cantidad de MEC en el taladro

 18.07kg / ft 40 ft / tal .  722.8kg / tal .

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Cálculo del número de perforadoras (BE-45R)

1) Cálculo del número de Tm de mineral disparadas, obtenidas en un taladro  1Tm  722.8kg / tal .  722.8Tm / tal .    1kg exp 

Cálculo del número de Tm de mineral/día

 722.8Tm / tal 1tal / 55 ft 109.39 ft / shift 3shitft / day   4312.75Tm / day 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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2) Cálculo del número de Tm de desmonte disparadas, obtenidas en un taladro  1Tm  722.8kg exp/ tal .  1,204.678Tm / tal .    0.6kg 

Cálculo del número de Tm de desmonte/día

 1,204.67Tm / tal 1tal / 55 ft 109.39 ft / shift 3shitft / day   7187.94Tm / day

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3) Cálculo del número de Tm de mineral más desmonte, producidas por una BE-45R

 4312.75Tm / day  7187.94Tm / day  11500.69Tm / day 4) Cálculo del número de perforadoras requeridas

50,000Tm / day  40,000Tm / day 11500.69Tm / day / perfor.  8 perforadoras 

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g. Inversión en perforadoras BE-45R

 8 perf 1 400,000$ / perf   $11 200,000 h. Inversión en perforadoras BE-60R 1) Cálculo del número de Tm de mineral disparadas, obtenidas en un taladro  1Tm  722.8kg / tal .  722.8Tm / tal .    1kg exp  11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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Cálculo del número de Tm de mineral/día

 722.8Tm / tal 1tal / 55 ft 137.39 ft / shift 3shitft / day   5416.66Tm / day

2) Cálculo del número de Tm de desmonte disparadas, obtenidas en un taladro  1Tm  722.8kg exp/ tal .  1,204.678Tm / tal .    0.6kg  11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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Cálculo del número de Tm de desmonte/día  1,204.67Tm / tal 1tal / 55 ft 137.39 ft / shift 3shitft / day   9,027.8Tm / day

3) Cálculo del número de Tm de mineral más desmonte, producidas por una BE-45R  5416.66Tm / day  9,027.8Tm / day  14444.46Tm / day

4) Cálculo del número de perforadoras requeridas 50,000Tm / day  40,000Tm / day 14444.46Tm / day / perfor.  6 perforadoras 

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i.

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Inversión en perforadoras BE-60R

 6 perf 2000,000$ / perf   $12000,000 j.

Discusión de resultados Resumen de los resultado del análisis de estudio Perforadoras

Número de perforadoras

Costo total de las perforadoras $

BE-45R

8

11209,000

BE-60R

6

12000,000

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Para esta operación minera, se optará por seleccionar las perforadoras modelo BE-45R, las cuales generan un ahorro de $ 800,000. Conclusiones El rango de penetración depende de las características geomecánicas del macizo rocoso, el pull down, así como también, de las horas efectivas trabajadas en la operación minera. Se debería optimizar las horas efectivas, reduciendo el trabajo no productivo. Se debería hacer un software con la data de campo peruano.

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EVACUACION EFICIENTE DE LOS DETRITUS FORMADOS DURANTE LA PERFORACION Introducción Para una eficiente perforación, los detritus de roca formados por la perforación, que se encuentran dentro de los taladros, deben ser inmediatamente evacuados para evitar que sean triturados por los elementos rotativos-cortadores de la broca. Para ello, debe suministrar una adecuada circulación de aire para evacuar dichos detritus hacia la parte superior de los taladros; también se debe suministrar suficiente agua para controlar el polvo. Las billas y los polines de las brocas son refrigerados por el volumen suficiente de aire que debe proveerse. 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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Detritus

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Detritus

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Para mantener suspendida una partícula de roca de tamaño d (pulg), la velocidad mínima del balance de aire Vm en pies/min está dada por la siguiente fórmula postulada por Stokes.

Vm  374d 

1/ 2

 1

Donde : densidad de la partícula de la roca (lb/pie3) d: diámetro de la partícula (pulg)

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Por otro lado, después de una serie de pruebas, varios investigadores han deducido que se han obtenido buenos resultados con las velocidades anulares mayores o iguales a 5,000 pies/min. El volumen de aire requerido para estos propósitos está dado por la siguiente fórmula: Qc 

 D 2  d 2 V 4 x 144





 0.0054 D 2  d 2 V  2

Donde Qc: capacidad de aire del compresor (CFM) V: volumen de aire (FPM) D: diámetro del taladro (pulg) d: diámetro del barreno (pulg) 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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Se tienen otras fórmulas usadas para la evacuación eficiente de los detritus.

Q  V . A  3

Donde Q: volumen de aire comprimido (m3/min) V: velocidad de evacuación de los cutting por el espacio anular (m/min) A: área del espacio anular (m2) También, se debe tener en cuenta que la velocidad mínima para la evacuación de los detritus en general se usa 1,524 m/min. 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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Sección transversal de un taladro mostrando la evacuación de los detritus formados durante la perforación

D= Diametro taladro = diametro broca d = diamtro del barreno

d Remolienda

D

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Gray postuló la siguiente fórmula para determinar la velocidad de la evacuación de los cutting. V

8170C   T  d  4 P

Donde V: velocidad de deslizamiento (pies/min). C: tamaño de los cutting (pies). T: temperatura de aire para la evacuación de los cutting en grado Rankie (Fahrenheit más 460). d: densidad de los cutting (lb/m3). P: presión en el fondo del taladro (lb/pie2). 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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Nelmark propone las fórmulas (5) y (6) para determinar la velocidad mínima de aire para la evacuación de los cutting.

54600d c 0.6 V   5 d  62.4 Donde V: velocidad del aire para la evacuación de los detritus en (pies/min) c: tamaño de los cutting, (diámetro en pies) d: densidad de los cutting de la roca (lb/pie3)

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Vi  528d 

1/ 2

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ci 1/ 2  6

Donde Vi: velocidad del aire para la evacuación de los cutting

(pies/min) ci: tamaño de los cutting formados (diámetro en pulg) d: densidad de los cutting de la roca (lb/pie3)

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Alan Bauer postuló la siguiente fórmula para la evacuación eficiente de los detritus.

BV 

185.18Q  D2  d 2





Donde BV: velocidad de barrido (bailing velocity), CFM Q: capacidad de aire comprimido de la compresora, CFM D: diámetro del taladro (inches) d: diámetro del barreno (inches)

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PESOS DEL EMPUJE HACIA ABAJO DE UNA PERFORADORA ROTATIVA QUE SE HAN DETERMINADO SON SATISFACTORIOS Una velocidad anular de 6000 pies/min es normalmente adecuada para suspender detritus de ½ pulgada de diámetro. Para seleccionar el volumen de aire, se tiene en cuenta la altitud a la cual la perforadora estará trabajando. Multiplicadores para el consumo de aire por las perforadoras trabajando a diferentes altitudes Altitud (ft)

0

1000

2000

3000

5000

6000

Altitud (m)

0

305

610

1220

1525

1830

multiplicador

0

1.03

1.07

1.14

1.17

1.21

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PROBLEMA DE APLICACION N.º 1 Se tiene la siguiente información:  Perforadora BE-40R  Volumen de aire suministrado por la compresora Q: 1310CFM Al volumen suministrado por la compresora, se le debe hacer correcciones por la altura y por la temperatura.  Corrección por altura: 0.73 (2800 m.s.n.m y Presión 10,83 PSI)

 Corrección por temperatura = 1.01 ( 73.68 °F)  Diámetro del taladro D: 11 inches  Diámetro del barreno d: 9 ¼ inches

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SOLUCION a. Corrección del volumen de aire suministrado.

13100.271.10  389 CFM

b. El aire neto suministrado por la compresora será el siguiente:

Q  1310  389  921 CFM 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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c.

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Cálculo de la velocidad necesaria para la evacuación de los detritus (bailing velocity) Aplicando la fórmula del Dr. Alan Bauer.

Q

185.18Q  D2  d 2





Reemplazando valores, se tiene lo siguiente: Q=

(185.18 (921))/11 2

112 −9 1 4

= 4812.72 FPM

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El resultado obtenido de 4812.72 FPM es muy cercano al mínimo requerido (5000 FPM). Por tanto, es adecuado para la eficiente evacuación de los detritus formados en el momento de la perforación.

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PROBLEMA DE APLICACION N.º 2 En una operación minera trabajada por el método de open pit, se tiene la siguiente información: Datos

Test A

Test B

Tipo de broca  = 9”

H7MJ

M8MJ

N.º de brocas usadas

3

1

879.00

1180.00

150

130

Total pies perforados

9,800

9,750

Costo total de la perforadora/hora ($)

35.75

35.75

Costo total de la broca ($) Vida total de la broca (hora)

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Se pide lo siguiente: i. Calcular y demostrar cuál de los dos tipos de broca maximizará la rentabilidad de la empresa. ii. Discutir los resultados.

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SOLUCION TC/pies =

(Costo tot. de la perf. /hr) (Vida tot. de la broca) + Costo tot. de broca Total pies perforados

Con lo cual los cálculos quedarían de la siguiente manera:

1. Costo total en pies del test A

TC / pies 

35.75150  879 9800

TC / pies  0.64 $ / pie 2. Costo total en pies del test B TC / pies 

35.75130  1180 9750

TC / pies  0.60 $ / pie 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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Por lo tanto, perforando con la broca M8MJ se obtiene un rango de penetración mayor. Ahorro = diferencia costo/pie x total pies perforados Reemplazando valores, se tiene lo siguiente:

Ahorro  0.64$  0.60$9750 Ahorro  0.049750 Ahorro  390$ M 8MJ vs. H 7MJ 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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Discusión. Para obtener un costo de perforación real/pie perforado, todos los costos de la perforación deben ser conocidos. Porque estos costos operacionales tienen una influencia determinante en el costo total de perforación. Si todos estos costos son conocidos y usados adecuadamente, el rango de penetración (PR) es un factor que tiene una influencia determinante en el costo total de perforación.

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PROBLEMA DE APLICACION N.º 3 Costos. En perforación rotativa, la broca es uno de los factores para el alto costo de perforación. El 30% del costo de perforación, en la mayoría de las minas a open pit, representa el costo de la broca ticónica. El costo de perforación por m³ o pie perforado se calcula mediante la siguiente fórmula:

C

B  DT   1 F

C: costo de perforación ($/m, $/pie) B: costo de la broca ($) D: costo de perforadora ($/h) T: tiempo de perforación (h) F: pies o metros perforados

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Adecuando la fórmula del costo de perforación, se tiene lo siguiente:

C

B / T   D  2 F / T 

F/T = Vp Vp: velocidad de penetración (m/h, pie/h) Como se puede observar en la última fórmula, el costo de perforación es inversamente proporcional a la velocidad de perforación. Por lo tanto, el incremento de la velocidad de penetración reducirá los costos. 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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Costo de la broca. Costo FOB de la broca (puerto de embarque). Este costo es “fijo” y está regido por las listas internacionales de precios de los diferentes proveedores o fabricantes. Fletes y seguros aduaneros. El flete depende de la distancia

del país de procedencia y del medio de transporte utilizado (marítimo, aéreo o terrestre). IGV (Perú). Para los cálculos se considera el 18%. 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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Gasto de puerto aduana. Comprende el desembarco (US $ 15.5 /TM), el trámite y los documentos aduaneros, comisión del agente de aduanas, etc. Almacén de fletes y seguros hasta la operación. Son gastos para llevar la perforadora, bronca, barreno, etc. desde el puerto hasta la operación minera. Costos de la perforadora 1. Costos de adquisición. Intereses, seguro e impuestos. En una empresa minera, la mayor parte de la maquinaria se compra a través de préstamos y, por tanto, debe tenerse en cuenta los intereses, además de los gastos de seguros e impuestos, etc. 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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 N  1   Pr ecio entrega * % int  CI   *  2 N   horas operadas / año  Costo de depreciación de la perforadora $/h. Esta es función de la vida útil que se estima a la perforadora y del método de depreciación que se utilice.

CD 

Pr ecio de entrada N .º horas oper / año

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2. Costo de operación Costo de energía. Sea la electricidad o el petróleo consumido. El costo de mantenimiento y reparación depende de la calidad de mantenimiento que se da a la perforadora (preventivo programado, etc.). Este es el factor primordial para la alta disponibilidad de la perforadora.

C reparación  C D * f reparación 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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Costos de lubricantes. Se determinó a partir de los suministros por los fabricantes referidos a cambio de aceite, sistemas hidráulicos, etc. Accesorio de perforación. Comprende el barreno de perforación, el costo de barrenos nuevos, la reparación y el mantenimiento de tubos usados. Los barrenos deben descartarse cuando su diámetro se ha desgastado en un 1/8”, también comprende el costo de los estabilizadores o reamers. Costo de mano de obra. Es el jornal de los operadores de la perforadora (el perforista y su ayudante). Otros: comprende el costo de supervisión, esquemas asociados, servicios, seguros e impuestos, etc. 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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Ejemplo Precio de entrega en mina $ 2’200,000 barrenos $ 15,000 c/u estabilizador $ 6,000 c/u Performance 98.3 m/guardia/4.3*horas efectivas/día = 22.86 m/h Brocas HH-55, costo $ 2,900; vida 3,658 m horas perforadas = 16.0 m/h Barrenos (perf.), vida = 30,000 m Estabilizador, vida = 150,000 m; consumo elect. = 290 kWh/h, costo = 0.12 $/kWh Horas operadas/año = 4,000 h/año Vida del equipo 14 años (N) 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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Costo de adquisición (depreciación/Int. seguro e impuestos) 1.

C1 

2.

CD 

N  1  precio de entrega * % e Int  15  2'2 * 0,12    35.35$ / h  28  4000  2 N  horas oper. / año 

precio de entrega N 1 2'200,000   2 N vida * horas oper / año 14 * 4000

 39.29$ / h

3. Costo de adquisición = 35.35 + 39.29 = 74.65 $/h

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COSTOS DE OPERACION 4.

Creparaciones  CD * f reparar  39.290.4  15.72$ / h kWh  $   0.12   34.80$ / h h  kWh 

5.

Cenergía  290

6.

Clubricantes  CD * f lubricantes  39.290.1  3.93$ / h

7.

Cbarreno  22.86

8.

m  15,000     11.43$ / h h  30,000m 

Cestabilizador  22.86

m  $6,000     9.14$ / h h  15,000m 

9. Costo de mano de obra = 15.00 $/h 10. Costo de operación = 90.02 $/h 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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D: costo de adquisición y operación D: 74.65 $/h + 90.02 $/h D = 164.67 $/h

B  DT 2,900  164.67160  F 3,658 Costo de perforació n  7.99$ / h Costo de perforació n 

 Costodeper foración  8.00$ / h

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La vida económica de la broca en metros perforados no solo depende de la vida física, sino del nivel de tecnología usada. El tiempo de rotación en horas de la broca es inherente a la vida de la broca, disponibilidad mecánica y operatoria de la perforadora. Este costo de perforación se da en $/m. Tiene costos fijos (depreciación, impuestos, seguros, etc.) que no son controlables directamente en la mina. Los costos que puede controlar la gerencia en la mina son los relacionados con la perforación y la voladura. El costo de perforación y voladura se reporta generalmente en $/Tm. 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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PROBLEMA DE APLICACION N.º 4 En una operación minera trabajada por el método de open pit, se está llevando a cabo el planeamiento de minado y actualmente se encuentra en la etapa de selección de equipos. Al jefe del departamento de planeamiento de minado, se le ha encomendado la selección del número de perforadoras para llevar a cabo dicha operación minera; para lo cual se cuenta con la siguiente información:

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a. Selección de equipo  Producción: 60,000 Tm/día  Stripping ratio: 1/5  Densidad de la roca: 2.7 Tm/m3  Altura de banco: 10 m  Malla de perforación y voladura  BxS=5mx5m  Resistencia compresiva uniaxial: 40,000 psi  Diámetro del taladro: 9 7/8” 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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b. Características de la perforadora  Peso de la perforadora: 70,000 lb  RPM: 70  Costo: $ 150,000 Se pide lo siguiente: i. Calcular el número de perforadora.

ii. Discutir los resultados.

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ALGORITMO DE SOLUCION i.

Cálculo del rango de penetración  W  RPM  PR  61  28Log Sc       300 

 700000.65  70   PR  61  28Log 40  9 7 / 8"  300   

PR  164.610.23 PR  16.96  PR  17 ft / h 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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ii. Cálculo del volumen

V  B S H 

V  5m5m10m V  250m3 Cálculo del tonelaje

W  V  R 





W  250m3 2.7Tm / m3 W  675 Tm / tal .



1 taladro = 12 m (1ft/0.3048) = 39.37 ft/tal. 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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La producción es 60,000 Tm/día (stripping ratio).

1  60,000   12,000 Tm / día 5 12,000Tm / día  17.78tal . / día 675Tm / tal  18tal . / día  1día  1guardia    18tal . / día   3 guardias 6 h      1 tal . / h 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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 1tal . / h39.37 ft / tal .  39.37 ft / h Eficiencia = 0.8

 39.37 ft / h / 0.8  49.21 ft / h iii. Cálculo del número de perforadoras 49.21 ft / h N .º perf .  17 ft / h  2.9 perf .  3 perf . = 3 perforadoras + stand by = 4 perforadoras 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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 Cálculo de la vida de la perforadora Costo de perforadora = $150,000 Vida útil de la perforadora = 10,000 h

150,000$  15$ / h 10,000h  15$ / h18h / día 



 270 $ / día 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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v. Cálculo del costo de la perforadora por año

 270 $ / día 25días   6,750$ / mes  6,750$ / mes12meses / año   81,000$ / año vi. Cálculo del costo perforadoras)

de

perforación

(utilizando

4

12,000 Tm/día (25 días/mes) = 300,000 Tm/mes 300,000 Tm/mes (12 meses/año) = 3600,000 Tm/año 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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Costo de una perforadora = 81,000 $/año(4 perforadoras) = 324,000 $/año



3600,000Tm / año  11$ / Tm  año 324,000$ / año

 1año   11$ / Tm  año   300días   0.037$ / Tm

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CRITERIOS DE PERFORACION Introducción Los criterios de perforación estarán en función directa a las propiedades físico-mecánicas del macizo rocoso, donde se llevará a cabo la operación minera unitaria de perforación. Por otro lado, para los criterios de perforación se debe tener en cuenta el método de explotación que se usará para extraer el mineral; ya sea este subterráneo o superficial.

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Se sabe que para las operaciones mineras subterráneas se empleará el sistema de perforación a percusión y, para operaciones mineras superficiales, se usará la perforación rotativa. Los criterios de perforación deben incluir la evaluación y el análisis de la siguiente ecuación:

Perforadora  Barreno  Broca  producción y productividad Analizando la ecuación, se puede mencionar lo siguiente: • El rango de penetración (PR) de la perforadora rotativa se traducirá en el rendimiento (productividad). 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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El número de taladros perforados por guardia se traducirá en costos US$/m perforado. Finalmente, se debe expresar que el rango de penetración (PR) es el siguiente: • Directamente proporcional al pull down (W/) • Directamente proporcional a los RPM del barreno. • Inversamente proporcional a la resistencia compresiva dinámica del macizo rocoso (Scd). Debe haber una perfecta interrelación entre la perforadora, el barreno y la broca.

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También, debe haber una relación óptima entre lo siguiente:  La presión de aire.  Los RPM del barreno.  El pull down, etc.  Y por supuesto, se debe contar con perforistas y ayudantes bien entrenados, capacitados, actualizados y con mentalidad productiva, etc.

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Diagrama conceptual mostrando el diseño secuencia y simulación para la evaluación del rendimiento de una perforadora rotativa.

www.minssa.co.za Stard Geology Database

Block Model

Simulation for Equipment Evaluation

Assumptions

Pit Optimization Mine Planning New component needs to be added to the process of the mine planning and design

Scheduling

Economic Evaluation

Feasibility

Terminator

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Consideraciones que se deben tener en el tamaño del equipo factores sensibles en dicho tamaño de la perforadora Deposit characteristics A. Deposit Characteristics: 1. 2. 3. 4. 5. 6. 7. 8. 9. 10.

Reserves Geometry Topography Groundwater Hardness and abrasivity Grade distribution Swell factor Diggability Ground bearing pressure Rock mass quality structure.

Operating Scenarios B. Mine Planning Needs: 1. 2. 3. 4. 5.

C. Operating Environment: 1. Personnel 2. Weather 3. Shifts per day 4. Management 5. Maintenance 6. Training

Daily production rate Bench geometry Mine layout Scheduling Matching factors

Equipme nt Size

Equipment size sensitive factors A. Direct Impact: 1. Productivity 2. Capital cost (basic price, commission, shipment, insurance, etc.) 3. Operating cost (tires, fuels, maintenance) 4. Flexibility and versatiliyy 5. Reliability 6. Infrastructure: Haul roads, etc. 7. Minimum working area 8. Risk management (lost production) 9. Efficiency 10. Utilization 11. Waste dump management 12. Matching factor: Drill, loaders, haulers.

B. Indirect Impact: 1. Selectivity and dilution 2. Environmental management 3. Safety 4. Milling efficiency-cost 5. Mine longevity 6. Community

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FACTORES MAS SENSIBLES EN EL TAMAÑO DE LA PERFORADORA Equipment Size

Environment and community

Mining

Milling

Mine Plan

Equipmen t Capital cost

Operating cost

Maintenance

Labour

Operator

Parts

Selective Mining

Tire

Fuel

Striping ration

Flexibilit y

Downtime cost

Lost Production

Capital interest cost

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Ventajas del tamaño de las perforadoras, perforando en el mineral y en el desmonte. 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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Diagrama conceptual, mostrando los efectos de la reducción de la altura de un banco en la dilución de un open pit.

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TONELAJE NECESARIO A SER VOLADO Introducción Para determinar el tonelaje de la referencia, se deben usar modelos matemáticos para calcular las mallas de perforación y voladura (B x S). Se reitera que para determinar el tonelaje a ser volado, se deben conocer las propiedades físico-mecánicas del macizo rocoso donde se va efectuar la voladura de rocas.

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El conocimiento de las propiedades físico-mecánicas del macizo rocoso también influirá en la selección de la MEC a ser usada en la voladura de rocas, para obtener el tonelaje planificado. Para llevar a cabo la determinación del tonelaje, se usarán los modelos matemáticos de R. Ash y Pearse, respectivamente; modelos que se adecúan más a las operaciones mineras open pit.

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REVISION DE ALGUNOS MODELOS MATEMATICOS PROPUESTOS PARA CALCULAR EL BURDEN La definición en Ingeniería de Explosivos e Ingeniería de Rocas. Un modelo matemático para calcular el burden y las operaciones mineras, tanto subterráneas como superficiales, es crear un algoritmo haciendo intervenir las variables reales del macizo rocoso, tales como la caracterización geomecánica, la mecánica de rocas y, las características y propiedades de cualquier MEC que se usará para la voladura de rocas, teniendo siempre presente que el burden es la variable fundamental y determinante para obtener un resultado adecuado de la fragmentación de la roca. 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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A medida que avanza la ciencia, los investigadores han desarrollado y propuesto varios modelos matemáticos en cada área del saber humano. Para este modulo II, se tiene los siguientes modelos matemáticos: Andersen, R. L. Ash, Pearse, Hino Kumao, Langerfors, Konya, Konya & Walter, Foldesi, Holmberg, etc.

El burden es la variable más importante y crucial de determinar. A continuación se presenta algunos modelos matemáticos propuestos por dichos investigadores y los más usados a nivel mundial para las operaciones mineras open pit.

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MODELO DE R. L. ASH (1963) Ash propone el siguiente modelo para el calculo del burden (B).

B  Kb

D 12

Donde B: burden (pies) D: diámetro del taladro (pulg) Kb: constante que dependerá del tipo de roca y del explosivo usado (ver tabla I)

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TABLA I Valores de Kb para algunos tipos de roca y explosivos usados en el modelo de R. L. Ash y así calcular el burden (B). Tipo de roca Tipo de explosivo Blanda

Media

Dura

Baja densidad (0.8-0.9) g/cc Baja potencia

30

25

20

Densidad media (1.0-1.2) g/cc Potencia media

35

30

25

Alta densidad (1.3-1.4) g/cc Alta potencia

40

35

30

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Además, R. L. Ash ha desarrollado otros cuatro estándares básicos o relaciones adimensionales. Para determinar los demás parámetros de diseño de un disparo se tendrá en cuenta lo siguiente: Profundidad del taladro H = KH B KH Є [1.5, 4]

Sobreperforación J = KJ B KJ = 0.3

KH = 2.6 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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Espaciamiento KS = KS B KS: 2 para iniciación simultánea KS: 1 para periodos de retardos largos KS: 1-2 para periodos de retardos cortos KS: 1.2-1.8 como promedio Taco T: KT B KT: 0.7-1.0 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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FORMULA MODIFICADA DE ASH En un intento de hacer intervenir parámetros físicos de la roca y del explosivo, Ash plantea una fórmula modificada para el calculo del burden.

K D     B  s e  r1  12   r 2 

1/ 3

     

 SG2 Ve22  2  SG1 Ve1

1/ 3

Donde B: burden (pies) KB: factor De: diámetro de la carga explosiva 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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ρr1: densidad de la roca estándar x = 2.7 Tm/m3 ρr2: densidad de la roca a ser disparada (Tm/m3) SG1: gravedad específica de la MEC (estándar) SG2: gravedad específica de la MEC a ser usada Ve1: velocidad de detonación de la MEC estándar Ve2: velocidad de detonación de la MEC a ser usada

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RA CA

UD AL T L DE

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ESPACIAMIENTO ESPACIAMIENTO

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MODELO MATEMATICO DE PEARSE En este modelo matemático, el burden está basado en la interacción de la energía proporcionada por la mezcla explosiva, representada por la presión de detonación, y la resistencia a la tensión dinámica de la roca. Investigaciones posteriores (Borquez, 1981) establecen que el factor de volabilidad de la roca depende de las estructuras geológicas, diaclasas, etc. que, de alguna manera, ya han sido cuantificadas. Este modelo matemático fue formulado mediante la siguiente expresión matemática:

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RB

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KD 12

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P2 Std

Donde R: radio crítico B: burden en pies D: diámetro del taladro (pulg) P2: presión de detonación de la carga explosiva (psi) Std: resistencia a la tensión dinámica de la roca (psi) K: factor de volabilidad 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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K = 1.96 – 0.27 ln (ERQD) ERQD: índice de calidad de roca equivalente (%) ERQD = RQD x JSF RQD: índice de calidad de roca (rock quality designation) JSF: joint strength correction factor

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TABLA II Factores de corrección para estimar JSF Estimación de la calidad de la roca Competente Media Suave Muy suave

JSF 1.0 0.9 0.8 0.7

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PROBLEMA DE APLICACION N.º 1 En una operación minera trabajada por el método de open pit, se tiene la siguiente información de campo: Field data • Mallas de perforación y voladura B x S = 20 x 20 • Altura de banco BH = 50 • Sobreperforación S/D = 5 • Densidad de la roca: 3.0 Tm/m³ Se pide lo siguiente: i. Calcular el tonelaje a ser volado. ii. Discutir los resultados. 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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ALGORITMO DE SOLUCION 1. Cálculo del tonelaje V  B S H   1

Reemplazando valores

V  202050

V  20,000 pies 3

2. Tonelaje Tm = V (r) Reemplazando valores





Tm  20,000 pies 3 3.0Tm / m3

Tm  1698Tm



Tm  1700 Tm

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PROBLEMA DE APLICACION N.º 2 En una operación minera trabajada por el método de open pit, se tiene la siguiente información de campo: Field data • Mallas de perforación y voladura B x S = 16 x 16 • Altura de banco BH = 40 • Diámetro de los taladros BH = 9 7/8” • Sobreperforación S/D = 5 • Taco ST= 10 • Densidad de la roca: 4.0 Tm/m³

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Se pide lo siguiente: i. Calcular el tonelaje a ser volado. ii. Discutir los resultados.

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ALGORITMO DE SOLUCION 1. Cálculo del tonelaje V  B S H   1

Reemplazando valores

V  161640

V  10,240 pies 3

2. Tonelaje Tm = V (r) Reemplazando valores





Tm  10,240 pies 3 4.0Tm / m3



Tm  1160 Tm 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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ESTADISTICAS DE PERFORACION Introducción Como se sabe, cada compañía minera tiene su propio sistema estadístico para planificar, diseñar, ejecutar, controlar y evaluar los resultados de la operación minera unitaria de perforación. Generalmente, este control estadístico se hace usando reportes por guardia y dicho reporte contiene lo que se muestra a continuación:

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Los reportes diarios, y por turno, son de mucha utilidad para que los ingenieros que trabajan en el departamento de perforación y voladura tengan toda la información necesaria y suficiente para tomar decisiones oportunas, adecuadas y óptimas; esto hablando desde un punto de vista técnico, económico y ecológico. Obviamente con toda esta valiosa información se podrán tomar las medidas correctivas adecuadas y oportunas.

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COSTOS INVOLUCRADOS EN LA OPERACION MINERA UNITARIA DE PERFORACION Introducción Como se sabe, cada compañía minera tiene su propio sistema estadístico para para calcular los costos de perforación. En esta parte del curso, se presenta un algoritmo genérico para calcular el costo en $/h para la perforación rotativa.

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En general, los costos de perforación en US$/m o US$/Tm dependen de las características geomecánicas de la roca que se perforará, ya que estas afectan tanto a la energía específica o al rango de penetración (PR) de la perforadora y el desgaste de las brocas. Se debe tener en cuenta que el rango de penetración (PR) es función directa de la resistencia compresiva de la roca (Sc). El algoritmo para dicho cálculo se muestra a través del siguiente caso-estudio:

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The relattionship between drilling costs and rate of penetration.

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The effect of penetration rate and life on the drilling cost metre, as a function of hole depth 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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METODOLOGIA PARA EL CALCULO DEL COSTO ($/M) PARA LA PERFORACION ROTATIVA En general, en la minería, cada compañía minera tiene su propio sistema para calcular sus costos de perforación. Por lo que en forma genérica se presente la siguiente alternativa:

C

0 & 0  1.25E B   1 0.7 PR L

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Donde C: costo de perforación ($/pie) 0&0: costo de propiedad y costo de operación ($/h) Incluye • Depreciación (inversión, interés, seguro, valor de salvataje, etc.  0.6 precio de envío) • Costo de operación (mantenimiento, energía, supervisión, etc.) E: suma de costos directos de mano de obra, perforista, ayudante (más cargas sociales $/h) PR: rango de penetración pie/h (70% eficiencia de la perforación) B: costo de la broca ($) L: vida de la broca (pies) 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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ALGORITMO PARA CALCULAR EL COSTO EN ($/H) PARA LA PERFORACION ROTATIVA De acuerdo al algoritmo, se deben seguir los siguientes pasos: 1. Precio de la perforadora BE-45R Precio de la BE-45R = $ 970,000 2. Cálculo de la depreciación Se debe considerar una depreciación lineal para la perforadora con una vida útil de 10 años. Por consiguiente, la depreciación por año será la siguiente: Depreciaci ón 

$970,000  97,000 $ / año 10 años

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3. Cálculo de intereses, de impuestos y de seguros Para llevar a cabo este cálculo, se ha usado la siguiente fórmula y así determinar el porcentaje de inversión total anual promedio. 1 n  1 PITAP  x100  (1) 2 n Donde PITAP: porcentaje de inversión total anual promedio n: número de años de vida útil de la perforadora Por consiguiente PITAP 

1 10  1 x100 2 10

PITAP  55% 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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4. Cálculo de la inversión promedio La inversión promedio está dada por la siguiente expresión:

IP  IT x PITP  (2) Donde IP: inversión promedio IT: inversión total PITAP: porcentaje de inversión total anual promedio Reemplazando valores, se tiene lo siguiente:

IP  $970,000 x 0.55 IP  $533,500 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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5. Cálculo de intereses, de impuestos y de seguros El cálculo de intereses, de impuestos y de seguros está dado por la siguiente expresión matemática:

IIS  IP x 16%***

Donde IIS: intereses, impuestos y seguros IP: inversión promedio

Reemplazando valores, se tiene lo siguiente: IIS  $ 533,500 x 16%*** IIS  $85,360 *** Este porcentaje es variable y se debe tomar de acuerdo al monto de la inversión, teniendo en cuenta que a mayor inversión, mayor será el IIS. 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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6. Cálculo del costo de propiedad Se calcula de la siguiente manera:

CP  Dep.  IIS Donde CP: costo de propiedad Dep.: depreciación IIS: interés, impuesto y seguro Reemplazando valores, se tiene lo siguiente:

CP  $182,360 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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7. Cálculo de las horas trabajadas Para calcular las horas trabajadas, se usa la siguiente expresión matemática.

HT  D / año x PE x H / T x T / D HT: horas trabajadas D/año: días/año PE: porcentaje de eficiencia H/T: horas por turno T/D: número de turnos por día Reemplazando valores, se tiene lo siguiente: HT  300días / año x 0.83 x 8h / turno x 3turno / día

HT  5,976 horas / año 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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8. Cálculo del costo de propiedad por hora Se usa la siguiente fórmula: CP / h 

CP HT / año

Donde CP/h: costo de propiedad por hora CP: costo de propiedad HT/año: horas trabajadas por año Reemplazando valores, se tiene lo siguiente: CP 

$182,360 5,976 h / año

CP  30.52 $ / h 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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9. Cálculo de los salarios Para llevar a cabo este cálculo, se ha tomado como dato el salario promedio del perforista y su ayudante. **Perforista = 64 $/día **Ayudante = 40 $/día Total = 104 $/día (incluido beneficios sociales)

I /h 

104 S / día 8 h / día

 13 $ / h

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10. Cálculo del costo anual de la energía eléctrica Por datos históricos, se obtuvo que el consumo promedio mensual para la operación minera en estudio es de 115,000 kW.

115,000kW / mes12mes / año  1'380,000kW / año El costo por kW/h es 0.16 $/kW. Por lo que el costo anual promedio es $ 220,800 Convirtiendo este costo a un costo horario, este será como sigue: 220,800.00 $ / año  36.94 $ / h 5,976 h / año Costo de energía/h = 36.94 $/h 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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11. Cálculo del costo de perforación anual Se calcula de la siguiente manera:

CR  IP x 60% Donde CR: costo de reparación anual IP: inversión promedio Reemplazando valores, se tiene lo siguiente:

CR  $533,500 x 0.6  320,100 $ / año 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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El costo horario será el siguiente:

CR 

320,100 $ / año 5,976 h / año

 53.56 $ / h

CR  53.56 $ / h

12. Cálculo del costo de accesorios para la perforación primaria Para llevar a cabo este cálculo, se considera en primer lugar el precio de los accesorios y luego la vida útil de ellos.

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Los precios son los siguientes: Concepto

US$

Barrenos de 8 5/8”

2,900.00

Adaptadores

3,100.00

Estabilizadores

837.00

Guiadores

166.90

Total

7,003.90

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Por otro lado, se debe tener en cuenta que la vida útil en promedio de estos accesorios es de 3,090 horas. Por lo que el costo horario será el siguiente:

7,003.9 $ 3,090 h

 2.27 $ / h

CA  2.27 $ / h

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TABLA RESUMEN Concepto

US$/h

Costo de propiedad

30.52

Costo de labor

13.00

Costo de energía

36.94

Costo de reparación

53.56

Costo de accesorios

2.27

Total

136.29

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13. Cálculo del costo de la perforación primaria De acuerdo a las estadísticas llevadas a cabo por el personal del departamento de perforación y voladura, se tiene que el rango de penetración fue calculado, cuyo valor es el siguiente: PR = 15.53 m/h

Precio de la broca: $ 3,300 Vida útil de la perforadora: 3668.5 m

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Teniendo en cuenta que el costo total de perforación primaria es calculado por lo siguiente:

CTPP 

CP / h  PB  VP

MPB

Donde CTPP: costo total de perforación primaria ($/m) CP/h: costo de perforación ($/h) PB: precio de la broca ($) PR: rango de penetración (m/h) MPB: metros perforados por la broca (m)

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Reemplazando valores, se tiene lo siguiente:

CTPP 

136.29 $ / h  3,300 $ 15.53 m / h

3,668.5 m

CTPP  9.68 $ / m

CTPP  10 $ / m

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PLANEAMIENTO DE LA VOLADURA

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PLANEAMIENTO DE LA VOLADURA Introducción Para llevar a cabo el planeamiento de la voladura, se debe contar con la siguiente información: • Plano geológico • Plano geomecánico • Plano hidrogeológico • Especificaciones técnicas de la perforadora a usarse • Entrenamiento y capacitación del personal • Propiedades físico-mecánicas del macizo rocoso, donde se efectuará la perforación.

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• Tipo de labor minera • Cantidad y calidad de la MEC a usarse, etc. Todo lo mencionado, debe ser plasmado en un diseño que representará el plano de la perforación y la voladura que debe ser diseñado en el banco donde se efectuará la perforación y la voladura de rocas.

Se adjunta un plano mostrando las mallas de perforación y voladura; las conexiones y secuencia de salida respectiva. 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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Respecto al planeamiento estratégico de la operación minera unitaria de voladura de rocas, se debe enfatizar que, para optimizar esta operación, cada compañía minera debería tener un departamento de voladura, cuyo jefe debe ser un especialista que planifique a diario esta operación minera; cuyo resultado en términos de “la fragmentación” debe ser la adecuada. Aun más, si se aplica uno de los modelos matemáticos de la investigación de operaciones, se optimizará la operación minera unitaria de voladura de rocas.

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LOS SEIS PASOS DEL PLANEAMIENTO ESTRATEGICO APLICADO A LA VOLADURA DE ROCAS 1. Analizar el macizo rocoso

4. Equipo técnico especializado

2. Seleccionar la MEC

5. Cargar y conectar los taladros con la secuencia de salida adecuada

3. Seleccionar los accesorios de voladura

6. Iniciar la voladura

Evaluar los resultados de la voladura de rocas 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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LOS SEIS PASOS DEL PLANEAMIENTO DE LA VOLADURA DE ROCAS 1. Analizar el macizo rocoso. Analizar todas las variables del macizo rocoso, tales como las propiedades físico-mecánicas, RQD, RMR, contactos, fallas, relleno de los contactos, condición de agua subterránea, etc.; teniendo en cuenta que el macizo rocoso es totalmente aleatorio.

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2. Seleccionar la MEC. De acuerdo al tipo de roca, se debe seleccionar la MEC teniendo en cuenta que si existe la condición de agua subterránea, no se puede usar los agentes de voladura secos; tales como AN/FO, AN/CO, S/AN/FO, etc. Lo ideal debe ser que, de acuerdo el tipo de roca que se determina en el laboratorio de mecánica de rocas, el camión fabrica formule la MEC para dicho macizo rocoso y así sucesivamente a medida que avance la operación minera.

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SISTEMA DE CARGUIO A GRANEL MEDIANTE UN CAMION FABRICA

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3. Seleccionar los accesorios de voladura. Generalmente para minería superficial, se usan los booster (alto explosivo), cordón detonante, fanel, conectores, etc.

Lo ideal para optimizar la fragmentación sería estandarizar el uso de los fulminantes electrónicos.

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4. Equipo técnico especializado. El encargado de esta etapa debe ser un especialista líder, proactivo y tener la suficiente personalidad para tomar decisiones e impartir órdenes; así como todo su equipo técnico a cargo debe ser lo suficientemente responsable y capaz.

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Carguen bien la emulsión

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5. Cargar y conectar los taladros con la secuencia de salida adecuada. Se debe empezar con colocar el booster al fondo del taladro y luego confinar (taconear) la MEC seleccionada, seguidamente conectar todos los taladros con la respectiva secuencia de salida.

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Diagrama conceptual mostrando el carguío, conexiones y la secuencia de salida de una operación de voladura típica para minería open pit.

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6. Iniciar la voladura. Última etapa donde se da inicio encendiendo la mecha de seguridad, la cual combustiona y continúa con el proceso hasta detonar la MEC y fragmentar el macizo rocoso.

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PROCESO DE FRACTURAMIENTO DEL MACIZO ROCOSO 1.a Fase: fracturas radiales (Brisance)

2.a Fase: empuje hacia delante (Heave)

3.a Fase: fragmentación

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EVALUACION DEL RESULTADO DE LA VOLADURA DE ROCAS

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Por otro lado, si la compañía minera terceriza esta operación minera unitaria de voladura de rocas, puede ocurrir que la compañía ejecutora, como le interesa vender explosivos, cuanto más consuma en la voladura, sea mejor; mientras que para la compañía minera es un costo que innecesariamente incrementara el total de los costos operacionales, minimizando la rentabilidad de la empresa. Por ello se reitera que las compañías mineras deben tener el departamento de voladura de rocas, el cual diseñe las mallas de perforación y voladura para ejecutar todo el proceso de esta operación minera.

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www.camiper.com Cross section of a typical blasthole

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Hole Diameter

Stemming-drill cuttings

1 lb, Procore Primer

AN/Fo; 840 lbs

Sscufflex Downline

1 lb, Procore Primer Design Grade 200 lbs. Slurry (Hydromez T-3) or Aluminized AN/FO 1 lb, Procore Primer Subgrade

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TYPICAL BLAST INITIATION LEGEND

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To Cap

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CREST (ree face)

Delay (numbers indicate blasting sequence) Trunk Line (reinforced primacord) Blast Holes

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TYPICAL BLAST INITIATION

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www.gqs.co.za 4´

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18´ - 22´

BENCH

30´ - 15´

STEMMING

EXPLOSIVES

BENCH LEVEL SUBGRADE

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ESTADISTICAS DEL MATERIAL A SER VOLADO Introducción

Las estadísticas de la referencia, en forma general, deben contener la siguiente información: Propiedades físico-mecánicas del macizo rocoso a ser volado. Entre las cuales se pueden mencionar las siguientes:  Caracterización del macizo rocoso: • RQD • RMR • Q de Barton • RMI, etc. 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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 Plano geológico  Por otro lado, esta información también debe contener las dimensiones del banco a volarse, como por ejemplo lo siguiente: • Ancho del banco (Bw) • Largo del banco (BL) • Altura del banco (BH) • Densidad del macizo rocoso donde se efectuará la voladura (r) Con esta información se podrá calcular el tonelaje a ser volado. Lo más recomendable es que toda la información mencionada debe estar contenida en una tabla (reporte). 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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Water Level

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www.gqs.co.za Surface

Crest

CANAL WATER

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Water Level

TOP HOLE PRIMER 454 G ( 1 lb)

ROCK MASS MID - COLUMN PRIMER 1.4 Kg ( 3 lb)

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CONSUMO DE EXPLOSIVOS Y ACCESORIOS DE VOLADURA

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CONSUMO DE EXPLOSIVOS Y ACCESORIOS DE VOLADURA Introducción El consumo de la referencia es función directa de lo siguiente: • Tipo de roca. • Tipo de labor a explotarse. • Tajo abierto.

• Cantera, etc. En la producción requerida por día, por mes, por año, etc.; se debe mencionar que los accesorios de voladura más usados a nivel mundial en operaciones mineras superficiales son los siguientes: 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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ACCESORIOS DE VOLADURA MAS USADOS A NIVEL MUNDIAL, TANTO EN INGENIERIA DE MINAS Y OBRAS SUBTERRANEAS

• • • • • •

Mecha de seguridad. Mecha rápida. Cordón detonante. Fulminantes comunes. Nonel. Fanel. • • • •

Retardos para cordón detonante. Booster convencional. Fulminantes electrónicos. Fulminantes sismográficos, etc.

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ACCESORIOS DE VOLADURA Definición Son todos aquellos dispositivos requeridos para iniciar y/o retardar MEC por métodos adecuados y aprobados. Cordón detonante

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Las MEC más usadas a nivel mundial se mencionan a continuación:

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DESARROLLO HISTORICO DE LA MEC             

Pólvora negra (C, S, NO3N2) 1300-1900 Nitrocelulosa (4C6N3H7O11) 1832 Nitroglicerina (4C3N3H5O9) 1846 Dinamita (NG + Kieselghür) 1865 Dinamitas amoniacales y gelatinosas 1875-1950 AN/FO 1940 Slurries 1950 Slurries (empacados) 1960. Al/AN/FO, 1968 SAN/FO, Slurries (a granel) 1970 Slurries para diámetros pequeños 1972 Emulsiones 1975 Emulsiones para diámetro pequeño y AN/FOs pesados (Heavy AN/Fos) 1980  AN/CO para open pit y operaciones mineras subterráneas August 2002  Agente de voladura para voladura controlada 2007

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COSTO TOTAL POR TONELADA ($/TM) Introducción Como bien se sabe, cada compañía tiene su propia metodología

para calcular el costo total en $/Tm volada. Lo resaltante es saber, cuán importante es invertir más en perforación y voladura, obteniendo un costo mínimo en $/Tm y lo más costoso es invertir en $/kW-h.

A continuación se presenta un algoritmo que es el más usado para calcular el costo total de la referencia.

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¿Decisión? Invertir: $/Tm. P&V

Invertir $/kW-h molienda

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LEGISLACION INTERNACIONAL APLICADA A LA PERFORACION Y A LA VOLADURA

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LEGISLACION INTERNACIONAL APLICADA A LA PERFORACION Y A LA VOLADURA Introducción Se debe mencionar que las regulaciones internacionales aplicadas a las operaciones mineras unitarias de perforación y voladura de rocas son muy estrictas y exigentes y, por lo tanto, las compañías que trabajan en la industria minero-metalúrgica a nivel mundial están obligadas a cumplir con todas las regulaciones vigentes en los diferentes países donde operan. A continuación se muestran algunas regulaciones vigentes que se deben aplicar a las operaciones mineras mencionadas anteriormente. 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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PERFORACION Y VOLADURA EN MINAS EN OPERACION i. Provisiones generales  Principalmente, operaciones superficiales.  Operaciones mineras subterráneas, las regulaciones son las mismas.  Colocación de señales, de avisos, de cronogramas.  Capacitación a los nuevos trabajadores en las diferentes señales para efectuarse la voladura.

ii. Áreas cubiertas a. Almacenes Separación de materiales. Condiciones del almacén (altura 8). 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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 Facilidades para el almacenaje.  Ubicación de los almacenes.  Requerimientos de polvorines.  Ubicación de los polvorines. b. Transporte  Envío al almacén/áreas del disparo.  Separación de los materiales explosivos.  Vehículos.  Locomotoras.  Izajes.  Mantenimiento y operación de los vehículos de transporte. 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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c. Operación de voladura Control de las operaciones de voladura Protección de los explosivos Preparación para la iniciación Protección del primer Procedimientos del carguío y la voladura Carguío de los taladros Sistemas de iniciación Taladros cortados • Periodo de espera • Adecuado manipuleo Voladura secundaria Protección del personal • Seguridad 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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d. Plano (diseño) de la voladura Tipos y cantidad de explosivos usados para cada disparo Reportes de lo siguiente: • Mallas de perforación y voladura (tamaño, profundidad, número y espaciamiento de los taladros). • Carga explosiva por taladro. • Tipo de accesorios de voladura a ser usados. • Secuencia de salida, etc.

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e. Descripción de las señales de voladura; accesos al área del disparo, procedimientos de control. f. Tipos, capacidades, sensibilidad, ubicación de los dispositivos de monitoreo de la voladura y procedimientos usados. g. Planeamiento para registrar y reportar los resultados del disparo. h. Descripción de condiciones riesgosas inevitables. i. Limitaciones en cuanto a vibraciones y presión de aire. j. Plano de ubicación de cada polvorín. k. Colocación de señales de acuerdo a lo requerido.

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PUBLICACION DE LA PROGRAMACION DE LOS DISPAROS a. b. c. d.

Ubicación del área del disparo. Periodos del tiempo para la voladura. Control de los accesos al área de la voladura. Tipos de señales audibles.

Reportes de los disparos a. Todos los datos pertinentes. b. Por un periodo de 3 años. c. Datos reales y actualizados.

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DISEÑO DE MALLAS Y OPTIMIZACION DE LOS DIAMETROS DE PERFORACION Introducción En este tercer milenio a nivel mundial, existe una serie de modelos matemáticos para llevar a cabo el diseño de las mallas de perforación y voladura o, en otras palabras, la determinación del burden (B) y el espaciamiento (S). Anteriormente, se ha mencionado que este diseño se hará tomando en cuenta lo siguiente:  Propiedades físico-mecánicas del macizo rocoso.  Tipo de labor minera.  Características del explosivo a usarse. 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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 Capacitación y entrenamiento del personal  Tipo de equipo de perforación, carguío y acarreo  Sistemas de sostenimiento a usarse, etc. Entre los investigadores más conocidos que han postulado los modelos matemáticos para diseñar las mallas de perforación y voladura se puede nombrar a los siguientes:  R. Ash.  Konya.  Hino Kumao.  Pearse.  Langefors.  Holmberg.  Entre otros. 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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Por otro lado, con referencia a la optimización de los diámetros de perforación y tomando como base los diámetros de los taladros, se debe tratar de optimizar las mallas de perforación y voladura usando modelos matemáticos de optimización, tales como los siguientes:     

Programación lineal (LP). Programación dinámica (DP). Programación meta (MP). Programación entera (IP). Programación cuadrática (QP).

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Finalmente, se debe sugerir usar los modelos matemáticos postulados por Langefors y por Holmberg para la minería subterránea y tunelería; y el de Pearse para calcular las mallas de perforación y voladura para la minería a open pit. Langefors y Holmberg

Pearse Underground Mine

Open pit mine Reduced End Break When Shot Follows Natural Break Angle

Naturalm Break Angle

Last Shot

Proper Hole Placement Less Crest Backbreak for Previous Shot

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APLICACION DEL PLANEAMIENTO ESTRATEGICO PARA LA OPTIMIZACION DE LAS OPERACIONES BINOMIALES DE PERFORACION Y VOLADURA DE ROCAS Introducción Cada compañía de cualquier actividad económica tiene un planeamiento estratégico adecuado a sus actividades. En el caso de las compañías mineras más aún, obligatoriamente diseñan un adecuado planeamiento estratégico para lograr sus metas al finalizar el año. Asimismo, cada departamento o cada operación minera unitaria debe tener un planeamiento estratégico interno para obtener los mejores resultados.

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El planeamiento estratégico de este departamento debe sumarse a los objetivos principales de la compañía minera. Teniendo en cuenta que las demás operaciones mineras unitarias dependen de esta operación minera binomial de perforación y voladura; para ello, este departamento al diseñar un disparo primario debe tener en cuenta las variables controlables y no controlables, que se mencionan a continuación:

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Geométricas

Variables controlables

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Físicoquímicas

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Burden (B) Diámetro de taladro (BH F) Espaciamiento (S) Longitud de carga (BHL) Sobreperforación (S/D) Taco (ST) Altura de banco (BH) Profundidad de taladro (BHD), etc. Tipo de mezcla explosiva Densidad de la mezcla explosiva Parámetros de ( 1) explosivo: Detonación: VOD, P2, T2, etc. Explosion: Q3, P3, T3, etc. Boostering Vf

Etc.

AE   PdV  q V1

De tiempo

Tipos y tiempos de retardo Tipos y secuencia de salida, etc.

Operativas

Fragmentación requerida

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Variables no controlables

Aleatorias

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 Variedad y naturaleza del macizo rocoso  Geología regional, local, estructural  Hidrogeología y condiciones climatológicas  Aspectos geotécnicos  Características geomecánicas,  RQD, Q y RMRS  Características geomecánicas, etc.

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ESTRATEGIAS PARA EL PLANEAMIENTO DE LAS OPERACIONES BINOMIALES El departamento de perforación y voladura de cualquier compañía minera debe tener en cuenta lo siguiente:  Capacitación y actualización constante del personal que realizará las perforaciones en el banco, el carguío de taladros, los topógrafos y demás personal involucrados en estas etapas binomiales.  Realizar un control adecuado para obtener una voladura eficiente.  Realizar un tajo escuela para desarrollar pruebas de perforación y así tener el perforista una buena capacitación.

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 Realizar un estudio adecuado de las vibraciones (PPV) para mitigar y/o evitar daños en el macizo rocoso circundante e infraestructuras cercanas a esta operación.  Ventilar eficientemente dependiendo el tipo de labor minera, teniendo en cuenta la selección de la MEC.  Usar los modelos matemáticos de la investigación de operaciones como el PERT y CPM para determinar tiempos óptimos.  También se debe tener en cuenta las actividades inmersas en la perforación y voladura de rocas, como las siguientes: • Observación del banco a ser volado. 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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• Diseño de malla (tipo de malla dependiendo el modelo matemático seleccionado). • Preparación de piso. • Perforación. • Supervisión permanente del jefe del departamento de voladura. • Carguío adecuado de los taladros. • Conexión adecuada. • Chispeo.  Asignar solamente los recursos necesarios.  Determinar la secuencia adecuada para la iniciación. 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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 Realizar un buen diseño de la malla basado en modelos matemáticos para voladura (longitud del taladro y diámetros, tipo MEC, espaciamiento, burden, etc.)  Realizar un modelamiento en 3D del macizo rocoso.

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OPENT PIT MINE Drilled hole

FREE FACE

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OPENT PIT MINE Drilled blasthole

FREE FACE

Booster

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OPENT PIT MINE Blasthole detonated

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PLANEAMIENTO ESTRATEGICO EN LA VOLADURA DE ROCAS El principal objetivo de la operación minera unitaria de la voladura de rocas es obtener una buena fragmentación para que los fragmentos de roca sean los requeridos por la planta y,

sobre todo, puedan pasar por las parrillas. Reiterando, al departamento de voladura se plantea los siguientes objetivos:  Trabajar en equipo.

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 Incrementar la producción (Tm) requerida (diaria, mensual o anual).  Minimizar los costos de operación.  Tener el menor índice de accidentes en el trabajo de voladura.  No generar gases nocivos en la voladura (MEC balanceada en oxígeno).  Obtener un adecuado calor de explosión (Q3) de la MEC seleccionada.  Minimizar la distancia de los bancos fracturados por la voladura.  Obtener una adecuada fragmentación como resultado de la voladura de rocas. 11 Años Capacitando a la Comunidad Minera Global

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Perforació n

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Carguío de MEC

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Conexiones

Proceso de la operación minera unitaria de perforación y voladura de Fragmentación de Voladura rocas

Chispeo

la roca

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BORE-TRACKING PLAN Introducción Obviamente que no se puede efectuar un planeamiento o plan bore-tracking, ya que se estaría planificando los errores que se van a cometer durante la perforación. Los efectos de la desviación de los taladros son múltiples, ya que, como bien se sabe, la perforación de los taladros debe seguir un paralelismo perfecto, de lo contrario no se obtendrá una buena fragmentación como resultado de una voladura de rocas.

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En cierta forma, para tratar de corregir este problema, en el campo se usan los llamados “seguidores” que son dispositivos de madera que se colocan dentro de los taladros para observar el paralelismo de estos. Se debe enfatizar que el control del paralelismo de los taladros

en el momento de la perforación es muy importante, si se requiere obtener buenos resultados de la perforación y voladura en términos de fragmentación.

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OPEN PIT

Hole deaviation Hole production

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point of initiation

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delay connector delay period of blasthole

Typical blast pattern with surface delay connectors

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Free Face

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INFORMES: Móvil: (51)(1) 947671191 Solo Perú: RPM #947671191 Solo Perú: RPC 986685668 Central (Perú): (51)(1) 349‐4617 Central (Colombia): (0057) 13819652 Central (Argentina): (0054) 1152194181

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TALLER PLANEAMIENTO DE PERFORACION Y VOLADURA DE ROCAS

Ph. D. Carlos Agreda Turriate Consultor Intercade

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El principal objetivo de la operación minera unitaria de la voladura de rocas es obtener una buena fragmentación, para que los fragmentos de roca sean los requeridos por planta y, sobre todo, puedan pasar por las parrillas. Reiterando al departamento de voladura, se plantea los siguientes objetivos:
Trabajar en equipo.

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Incrementar la producción (Tm) requerida diaria, mensual o anual.
Minimizar costos de operación.
Tener el menor índice de accidentes en el trabajo de voladura.
No generar gases nocivos en la voladura (MEC balanceada en oxígeno).
Obtener un adecuado calor de explosión (Q3) de la MEC seleccionada.
Minimizar la distancia de los bancos fracturados por la voladura.
Obtener una adecuada fragmentación como resultado de la voladura de rocas.

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Perforación

Carguío de MEC

Conexiones

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Proceso de la operación minera unitaria de perforación y voladura de rocas Voladura Chispeo

Fragmentación de la roca

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BORE-TRACKING PLAN Introducción Obviamente que no se puede efectuar un planeamiento o plan bore-tracking, ya que se estaría planificando los errores que se van a cometer durante la perforación. Los efectos de la desviación de los taladros son múltiples, ya que, como bien se sabe, la perforación de los taladros debe seguir un paralelismo perfecto, de lo contrario no se obtendrá una buena fragmentación como resultado de una voladura de rocas.

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En cierta forma, para tratar de corregir este problema, en el campo se usan los llamados “seguidores” que son dispositivos de madera que se colocan dentro de los taladros para observar el paralelismo de estos. Se debe enfatizar que el control del paralelismo de los taladros en el momento de la perforación es muy importante, si se requiere obtener buenos resultados de la perforación y voladura en términos de fragmentación.

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TALLER APLICATIVO A LAS OPERACIONES MINERAS UNITARIAS DE PERFORACION Y VOLADURA DE ROCAS

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CASO ESTUDIO N.º 1 En una operación minera trabajada por el método de open pit, se tiene la siguiente información de campo:





Resistencia comprensiva de la roca Sc = 60 000 psi Peso de la perforadora W = 300 000 lb Diámetro de la broca ø =11¼" RPM = 80

Se pide calcular lo siguiente: i. El rango de penetración (PR) ii. La discusión de los resultados

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SOLUCION i. Rango de penetración   W RPM PR =  61 − 28 Log S C  x 300  φ

80   195 PR =  61 − 28 Log 60  x   11.25 300

PR =15.99 m / h Convirtiendo valores

∴

PR = 16 m / h

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ii. Discusión de los resultados Se debe evaluar de acuerdo a las condiciones operacionales de la perforadora, al barreno, a la broca, pulldown, RPM, tipo de roca (SC), etc. De acuerdo a estas variables, se obtendrá el rango de penetración (PR) adecuado.

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CASO ESTUDIO N.º 2 En una operación minera trabajada por el método de open pit, para llevar a cabo las operaciones mineras unitarias binomiales de perforación y voladura de rocas, se cuenta con la siguiente información de campo:
Field data
Diámetro del taladro BHφ = 9 7/8”
Altura de banco BH = 13.0 m
Sobreperforación S/D = 2.0 m
Taco ST = 5.0 m
Densidad del mineral (OD) = 2.9 ton/m3
Mallas para el mineral B = S B x S = 6.0 m x 6.0 m

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Agente de voladura a ser usado El agente de voladura AN/FO será usado para el carguío de los taladros, ya que esta labor minera es seca.
AN/FO = ρ1 = 0.85 g/cc Costos referenciales de las MEC y los accesorios de voladura a ser usados
AN/FO (kg) 0.80
Fanel (3.5 m)/unit. 3.00
Booster 1 lb/unit. 2.00
Detonating cord (m) 1.50
Safety fuse (m) 1.00
Blasting caps n.º 6/unit. 0.80

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Costos de perforación
Drilling and cost = 10.0 $/m Se pide lo siguiente:
Calcular el costo de perforación y voladura por ton disparada ($/ton).
Graficar las mallas de perforación, las conexiones, la secuencia de salida.
Discutir los resultados.

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9 17

ALGORITMO DE SOLUCION i.

Tonnage

W = (V )(ρ r ) → (1)

V = (6 . 0 m )(6 . 0 m )(13 . 0 m ) V = 468 m 3

(

)(

ton = 468 m 3 2 . 9 ton / m 3

)

ton = 1,357 ton / tal . ∴ ton = 1,357 ton / tal . P h.D. - Carlos Agreda - [email protected] - Consultor Intercade

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ii. Cálculo de la densidad de carga del AN/FO

W = (V )(ρ1 ) → (2 )

( )

V = (π ) r 2 (H ) → (3) Reemplazando valores 2

 9.875  V = (3.1416 )  (1m ) → (3) 2   Ejecutando las operaciones

V = 53,167.4cc P h.D. - Carlos Agreda - [email protected] - Consultor Intercade

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Luego

W = LD = (53,167.4cc )(0.85 g / cc ) LD = 45,192 g LD ≈ 45kg ∴ LD ≈ 45kg / m iii. Cálculo de la altura de carga

LH = BH + S / D − ST → (4 )

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Reemplazando valores en (4)

LH = 13.0m + 2.0m − 5m LH = 10m ∴ LH = 10.0m iv. Cálculo del AN/FO al ser cargado por taladro

Q. AN / FO = (LD )(LH ) → (5) Reemplazando valores en (5)

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Q. AN / FO = (45kg )(10m ) = 450kg / tal. ∴ Q. AN / FO = 450kg / tal. v. Cálculo del factor de carga

LF =

QAN / FO → (6 ) tonnage

Reemplazando valores en (6)

450kg = 0.33 1,357ton ∴ LF = 0.33kg / ton LF =

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22

vi. Cálculo del costo de perforación

DH = BH + S / D → (7 )

DH = 13.0m + 2.0m = 15.0m ∴ DH = 15m Luego, el costo de perforación será el siguiente:

DC = (15m )(10$ / m ) = $.150 ∴ DC = 150$ / tal.

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vii. Cálculo del costo de voladura

US$
AN/FO 450 kg x 080 $/kg/tal 360.00
Fanel 3.0$/unit/tal 3.00
Booster (1 lb) 2.0 $/unit/tal. 2.00
Detonating cord (m) 1.50
Safety fuse (m) 1.0 $/m/tal 2.00
Blasting caps n.º 6 x 0801 $/unit/tal 1.60 Total 370.10

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viii.Cálculo del costo de perforación por ton volada 150$ / tal = 0.111$ / ton 1,357ton / tal ∴ DC = 0.111$ / ton → (α ) DC =

ix. Cálculo del costo de voladura por ton volada

370.10$ = 2.741 1357ton ∴ BC = 2.741$ / ton → (β ) BC =

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x. Costo de drilling & blasting D & B cost = α+ β = 0.111 $ + 2.741 = 2.852 ∴ D & B cost = 2.852 $/ton

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CASO ESTUDIO N.º 3 Requerimientos del volumen de aire para una eficiente perforación. Generalmente con rangos mayores de flujo de aire, un mayor rango de penetración (PR) es obtenido, lo mismo que mayor metraje perforado por broca. El rango del flujo de aire requerido es calculado usando lo siguiente:
El diámetro del taladro(BHφ)
El diámetro del barreno (DSφ)
El volumen real del aire que llega a la broca P h.D. - Carlos Agreda - [email protected] - Consultor Intercade

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14 27

Las curvas mostradas en la figura I han sido ploteadas para calcular rápidamente los requerimientos de flujos de aire para operaciones de perforación en general. Por otro lado, se debe tener presente que el 20% del flujo de aire es empleado para enfriar las billas de las brocas y para evacuar los detritus formados durante la perforación. Entonces se debe mencionar que las curvas que se muestran en el gráfico I han sido ploteadas usando los siguientes cálculos efectuados: P h.D. - Carlos Agreda - [email protected] - Consultor Intercade

28

(

)

V D12 − D22 CFM = → (1) 183.3 Donde CFM: capacidad real de aire entregado por la compresora. V: velocidad de barrido requerida D1: diámetro del taladro (inches) D2: diámetro del barreno (inches) ¿Qué capacidad real de la compresora es requerida para obtener una velocidad de barrido (bailing velocity) de 4000 ft/min., si se perfora con brocas de D1 = 12” y barrenos de D2 = 10”, respectivamente?

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15 29

ALGORITMO DE SOLUCION I D1 = 12” D2 = 10” Capacidad de compresora = ? Reemplazando valores en (1) CFM =

(

)

4000 12 2 − 10 2 = 960.1745 183.3

Capacidad real de la compresora

∴CFM = 960 P h.D. - Carlos Agreda - [email protected] - Consultor Intercade

30

ALGORITMO DE SOLUCION II Usando las curvas ploteadas en el gráfico I. Paso 1: Comenzando con el diámetro del taladro, D1 = 12” (punto a), trazar la recta verticalmente hasta cortar al diámetro del barreno D2 = 10” (punto b). Luego trazar una recta horizontalmente hasta cortar la bailing velocity 4000 ft/minuto (punto c) y, seguidamente, trazar una recta vertical hasta cortar la capacidad de la compresora 960 CFM (punto d).

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16 31

Como se puede observar tanto usando la ecuación (1) como gráficamente, se obtiene muy fácilmente la capacidad real del flujo de aire que debe proveer la compresora en CFM para obtener el rango de penetración (PR) planificado, también efectuar una eficiente evacuación de los detritus formados en el momento de la perforación.

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17 33

CASO ESTUDIO N.º 4 En una operación minera trabajada por el método de open pit, para llevar a cabo las operaciones unitarias de perforación y voladura, se cuenta con la siguiente información:
Diámetro del taladro BHφ = 9 7/8”
Altura de banco BH = 13.0 m
Sobre-perforación S/D = 2.0 m
Taco ST = 5.0 M
Densidad del mineral OD = 2.9 ton/m³
Mallas de perforación y voladura B x S = 6.0 m x 6.0 m

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34

Agente de voladura seco a ser usado El agente de voladura AN/FO será usado para el carguío de los taladros, ya que en esta labor minera no existe agua. La densidad del AN/FO es ρ1 = 085 g/cc. Costos referenciales Los costos de la referencia son los siguientes: Agente de voladura AN/FO: $/kg 0.80 Costos de perforación Cp = $/m 12.00

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18 35

Se pide lo siguiente: i.

Calcular el costo de perforación y voladura por ton volada. ii. Discutir los resultados.

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36

ALGORITMO DE SOLUCION El algoritmo usado para resolver este problema es el siguiente: i. Cálculo del tonelaje
Mallas de perforación y voladura B x S = 6.0 m x 6.0 m
Altura de banco BH = 13.0 m
Densidad del mineral OD = 2.9 ton/m³

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19 37

ii. Cálculo del tonelaje

V = (B )(S )(H ) → (2 )

W = V (ρ ) → (1)

Reemplazando valores en la ecuación (2)

V = (6.0m )(6.0m )(13.0m ) V = 468m 3 Reemplazando valores en la ecuación (1)

(

)(

W = 468m 3 2.9ton / m 3

)

W = 1367ton / tal. ∴ ton / tal. = 1367ton P h.D. - Carlos Agreda - [email protected] - Consultor Intercade

38

iii. Cálculo del explosivo a cargarse Sobreperforación S/D = 2.0 m Taco ST = 5.0 m iv. Cálculo de la densidad de carga del AN/FO

W = V (ρ1 ) → (1)

V = π R 2 H → (2)

Reemplazando valores en la ecuación (2)

 9.875"  V = (3.1416 ) (1m ) 2   V = 53,167.4cm3 P h.D. - Carlos Agreda - [email protected] - Consultor Intercade

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20 39

Reemplazando valores en la ecuación (1)

(

)

W = 53,167.4cm3 (0.85 g / cc ) W = 45,192 g W = 45kg / m ∴ LD = 45kg / m

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40

v. Cálculo de la altura de carga

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21 41

LH = BH + S / D − ST → (3) Reemplazando valores en la ecuación (3)

LH = 13.0m + 2.0m − 5.0m ∴ LH = 10.0m vi. Cálculo de la cantidad de AN/FO a cargarse por taladro

45kg / m(10m ) = 450kg ∴ Q AN / FO = 450kg / tal. P h.D. - Carlos Agreda - [email protected] - Consultor Intercade

42

vii. Cálculo del factor de carga

LF =

Q MEC ton

=

450kg / tal. 1357ton / tal.

∴ LF = 0.33 kg / ton viii. Cálculo del costo de perforación y voladura AN/FO: 450 kg x 0.80 $/kg Perforación: 15 m x 12 $/m

US$ 360.00 180.00 Σ= 540.00

Luego, el costo total de P&V es 0.40 $/ton. P h.D. - Carlos Agreda - [email protected] - Consultor Intercade

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1

VOLADURA CONTROLADA

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2

INDICE
Voladura controlada: introducción
Voladura de producción y voladura controlada
Efectos del macizo rocoso en la voladura
Influencia del fracturamiento y criterio de daño
Estimación de la velocidad de la partícula crítica teórica
Overbreak Analysis
Line Drill
Trim Blasting
Smooth Blasting
Pre-splitting
Timing Delays
Muffle Blasting
Cálculos de diseño
Carga de los taladros en el método air-deck Ph.D. - Carlos Agreda Turriate - [email protected] - Consultor Intercade

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2 3

VOLADURA CONTROLADA

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4

INTRODUCCION GENERAL Introducción La minería en este tercer milenio, para ser competitiva, se ha visto obligada a incrementar su eficiencia. Esto significa incrementar el tonelaje (producción a gran escala). Por otro lado, el incremento de las profundidades de los taladros a perforar y el diámetro de estos, lo mismo que el uso de las MEC de la nueva generación, tales como las siguientes:
AN/FO
AL/AN/FO
S/AN/FO
AN/CO Ph.D. - Carlos Agreda Turriate - [email protected] - Consultor Intercade

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3 5

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6


Emulsiones
AN/FO pesado, etc. Teniendo una influencia determinante en la reducción de costos operacionales. Sin embargo, esto ha traído como consecuencia un incremento de la concentración de energía en el área del disparo, creando problemas de back break y del uso de los diversos sistemas de sostenimiento del macizo rocoso remanente que debe ser afectado por las ondas de choque inducidas por la voladura de rocas.

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4 7

Por otro lado, los diversos métodos de sostenimiento conocidos a la fecha son muy cotosos, de difícil implementación y hasta riesgosos.

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8

El diagrama conceptual N.º 2 muestra el sistema de sostenimiento artificial

Sostenimiento artificial

SOPORTE Sostenimiento pasivo

REFUERZO Sostenimiento activo

Pernos con resina y/o cemento Split set Shocrete y mallas Pernos y mallas Sistemas combinados, etc.

Cuadros de madera Cerchas, cimbras Wood packs Gatas con concreto Anillos con concreto Sistemas combinados, etc.

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5 9

Por esta razón que algunos investigadores plantean que debe llevarse a cabo un análisis de sensibilidad técnicoeconómico.

El ahorro obtenido al incrementar el diámetro de los taladros

vs.

El costo del uso de los diversos sistemas de sostenimiento

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Dichos investigadores, también plantean que la mejor solución para dicho problema es controlar los efectos negativos de la voladura de rocas, de tal manera que la resistencia inherente de las paredes de las labores mineras después del disparo primario no sean destruidas. Estos diversos sistemas son las llamadas voladuras controladas.

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6 11

Para realizar la operación minera unitaria de voladura de rocas de producción, tanto en minería subterránea como superficial, se necesita usar los modelos matemáticos de la voladura controlada para proteger el macizo rocoso remanente.

Los modelos matemáticos de la voladura controlada que se usa a nivel mundial, son los siguientes: Ph.D. - Carlos Agreda Turriate - [email protected] - Consultor Intercade

12

Perforación en línea (line drilling) Precorte (pre-splitting, preshearing, pre-slotting or stress relieving) Precorte con espaciamiento de aire (air deck pre-splitting) Voladura controlada

Voladura de recorte Voladura lisa (smooth blasting) Voladura suave (cushion blasting) Voladura blasting)

amortiguada

(buffer

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7 13

Se debe mencionar que cada modelo matemático de la voladura controlada tiene su propia aplicación, ventajas y desventajas.

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14

El modelo matemático llamado precorte convencional o con cámaras de aire es el que más se está usando tanto en la minería nacional como internacional. Ph.D. - Carlos Agreda Turriate - [email protected] - Consultor Intercade

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8

DL 3 ROW

DL 1 ROW

DL 2 ROW

15

10m EQ 5m

5m

10m

5m

5m

10m EQ

PLAN VIEW DL 1 DL 2 DL 3 0.5 m 1.0m 1.0m R EA PE L S UP WE JE

0.5m DECK 1.0m

DECK 1.5m

BENCH GRADE SUBGRADE

M

0.39 PF

SECTION VIEW

AL AM W G ER E IN OT W LS RT O M F O LO WE PA OTT JE B ON AM SE

L

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Los modelos matemáticos de la voladura controlada son aplicados para obtener paredes cada vez más competentes, lisas y para crear un plano de falla para minimizar las vibraciones, con el objetivo de proteger el macizo rocoso remanente.

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9 17

Los modelos matemáticos antes mencionados cada vez se han ido perfeccionando para cada una de las aplicaciones respectivas. Para cada macizo rocoso se tienen diferentes diseños tanto en la etapa de perforación como en el diseño de la columna de las MEC y de la secuencia de salida, dependiendo estos de la litología, esfuerzo de compresión de la roca, así como del ordenamiento estructural respectivo.

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18

Cabe enfatizar que en la voladura controlada tanto para minería subterránea como superficial, los requerimientos de los diseños de minado establecidos para el mejor logro económico de cualquier proyecto deben garantizar tener paredes finales, estables y seguras para la operación, y minimizar el uso de los diversos sistemas de sostenimiento.

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10 19

Estos modelos matemáticos mencionados anteriormente en comparación con la voladura de producción, protegen el macizo rocoso circundante a la labor minera. Los modelos matemáticos que usa la voladura controlada son muy requeridos por la ingeniería civil, como por ejemplo para lo siguiente:
Para la demolición de edificios
Para tunelería con fines viales, para transportar agua, para carreteras, represas, etc.

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20

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11 21

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22

Como se sabe que la perforación y la voladura es una actividad binomial significativa de toda operación minera, puesto que la fragmentación como resultado de estas operaciones binomiales tiene implicancia directa con todas las demás operaciones mineras unitarias (carguío, acarreo, chancado primario, secundario, terciario y procesos metalúrgicos), pero para obtener estos resultados es fundamental hacer uso de la voladura controlada y así proteger la roca circundante a la labor minera correspondiente.

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12 23

Si no se protege la roca circundante con voladura controlada, se tendría excavaciones subterráneas totalmente deformadas, y para “emparejar” estas deformaciones se recurriría a la perforación y voladura, incrementándose los costos correspondientes.

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13 25

También se recurriría a utilizar algún sistema de sostenimiento, dependiendo del tipo de macizo rocoso. Por lo que se sugiere que los ingenieros de perforación y voladura diseñen las mallas B x S, teniendo en cuenta cada uno de los modelos matemáticos de la voladura controlada. Cabe enfatizar que cada modelo matemático cumple su función de acuerdo a las necesidades de campo.

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14 27

VOLADURA CONTROLADA Definición También es llamada voladura controlada perimetral, perimétrica o de contorno. Cada uno de los especialistas en perforación y voladura definen a la voladura controlada de la siguiente manera:

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28

Se define a la voladura controlada como el conjunto de modelos matemáticos que sirven para mejorar la competitividad del macizo rocoso circundante a la labor minera.

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15 29

Es evitar daños a la roca remanente y tratar de dejar después de la operación minera unitaria de voladura de rocas una superficie rocosa competente, lisa y bien definida, etc.

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30

burden and spacing in the last row reduced by 25%

additional time between the last two rows

Last two rows airdecked

Reduced charge in last two rows

No subdrill on bench

MODIFIED PRODUCTION BLAST DESIGN IN UNFAVORABLE CONDITIONS

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16 31

IMPORTANCIA DE LA VOLADURA CONTROLADA Los modelos matemáticos de la voladura controlada son usados en minería subterránea, superficial y en obras de ingeniería civil para lo siguiente:

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32


En la industria minera, para la seguridad del personal y del equipo que se encuentra trabajando en las diversas excavaciones, evitando de esa manera excesivo fracturamiento hacia atrás y el debilitamiento del macizo rocoso en la cara libre.

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17 33


Para minimizar el fracturamiento hacia atrás de los límites del pit y, consecuentemente, minimizar costos. Porque como bien se sabe, el excesivo fracturamiento hacia atrás en la parte perimetral del pit es mayor al diseñado; por lo tanto, será necesario usar sistemas de sostenimiento artificial muy costosos.

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34

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18 35

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36


Para asegurar que el macizo rocoso sea fracturada solamente hasta el límite planificado de la excavación respectiva.
Para minimizar el desquinche de las paredes y de los techos en la parte perimetral de las chimeneas, y las galerías, de tal manera de facilitar la instalación de los diversos sistemas de sostenimiento.

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19 37


Para obtener ambientes de trabajo más seguros, se debe tener presente que tanto las paredes del pit como de las canteras que hayan soportado demasiado fracturamiento hacia atrás estarán más propensas al peligro de la caída de rocas. Las bermas de seguridad construidas para evitar la caída de algún fragmento de roca, etc. Ph.D. - Carlos Agreda Turriate - [email protected] - Consultor Intercade

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20 39

VARIABLES CONTROLABLES La voladura de rocas puede causar los siguientes daños a la roca circundante de cualquier labor minera:
Daños a las paredes del pit adyacentes a un disparo dentro del pit; fracturamiento hacia atrás, fracturamiento de la cresta, rocas sueltas en la cara libre.
Daños a las paredes del pit cercanas a un disparo dentro del pit (ejemplo: vibraciones).

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40

Por otro lado, las variables controlables son las siguientes:
Tipo de MEC
Densidad de carga (LD)
Diámetro del taladro (BHφ)
Burden (B)
Espaciamiento (S)
Sobrefracturamiento (S/D)
Stemming (ST), etc.

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21

DISEÑO DE MALLA

41

h

a

El diseño y la selección de la MEC dependen del macizo rocoso. Ph.D. - Carlos Agreda Turriate - [email protected] - Consultor Intercade

42

OBJETIVOS DE LA VOLADURA CONTROLADA El principal objetivo de la voladura controlada es reducir y distribuir mejor las concentraciones de cargas explosivas; de tal manera de disminuir el fracturamiento y el debilitamiento de las paredes circundantes.

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22 43

Todos estos métodos de voladura controlada son diseñados para crear una baja concentración de la energía producida por la detonación de una MEC por pie2 de área que conforma el perímetro de la labor minera. Esta baja concentración de energía en las paredes finales de las diversas labores mineras puede conseguirse mediante la aplicación de los criterios técnico-científico-económicos.

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44

1. Desacoplando las mezclas explosivas comerciales (decoupling). 2. Espaciando (decking).

las

mezclas

explosivas

comerciales

3. Usando mezclas explosivas comerciales que en el momento de su detonación produzcan menor energía. 4. Disminuyendo el diámetro de los taladros (BHφ). 5. Cambiando las mallas de perforación y voladura (B x S), etc.

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23 45

Reduced charge and subdrill in the last row

MODIFIED PRODUCTION BLAST DESIGN IN FAVORABLE CONDITIONS

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46

BASE MATEMATICA DE LA VOLADURA CONTROLADA Varios investigadores a nivel mundial han demostrado que la voladura controlada demanda que la presión de los gases producida por la detonación de una MEC cargada dentro de los taladros exceda la resistencia tensional dinámica del macizo rocoso, la cual es menor que la resistencia compresiva dinámica del macizo rocoso. Por otro lado, se ha demostrado a nivel mundial que las propiedades dinámicas del macizo rocoso son aproximadamente dos veces las propiedades estáticas de este. Ph.D. - Carlos Agreda Turriate - [email protected] - Consultor Intercade

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24 47

La presión de detonación de las MEC (P2) actúa sobre las paredes del taladro. Se sabe que la presión de detonación de la MEC (P2) será función de lo siguiente:
Propiedades físico-químicas de la MEC
Diámetro del taladro (BHφ)
Acoplamiento de la MEC, etc.

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48

También se sabe que la resistencia tensional dinámica del macizo rocoso es aproximadamente diez veces menor que la resistencia compresiva dinámica de este. La fenomenología de la voladura controlada se muestra en la figura N.º 1. Ph.D. - Carlos Agreda Turriate - [email protected] - Consultor Intercade

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25 49

Figura 1. Muestra los esfuerzos generados por la colisión de las ondas de choque producidas por la iniciación simultánea de dos MEC, cargadas dentro de dos taladros. tRES

C1

t2 C2

tRES

t1 ROCA t2

C1

C2

T2

T1

S/2

t1 S

T1, T2: taladros S: espaciamiento entre los taladros τc1, τc2: resistencias compresivas 1 y 2 de la roca

τt1, τt2: resistencias tensionales 1 y 2 de la roca τcRES, τtRES: resistencias compresivas y tensionales de la roca

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50

Finalmente se puede afirmar que la base matemática de la voladura controlada comprende dos etapas distintas, pero interrelacionadas entre ellas.

Primera

Segunda

• Comprende la acción de la onda de choque (Sc).

• Generada por la acción de los gases producidos por la detonación de las MEC cargadas dentro de los taladros.

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26 51

Figura 2. Muestra ciertos conceptos acerca del fracturamiento del macizo rocoso por acción de las ondas de choque producidas por la detonación de una MEC, cargada dentro de taladros adyacentes y que conforman los taladros de la línea de perforación del precorte. RESULTANTES DE LA COLISION DE LAS ONDAS DE CHOQUE

ONDAS DE CHOQUE

ONDAS DE CHOQUE

T3

T1

TALADRO

TALADRO

1

2

ZONA DE TENSION ZONA DE CORTE

RESULTANTES DE LA COLISION DE LAS ONDAS DE CHOQUE

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52

VOLADURA DE PRODUCCION Y VOLADURA CONTROLADA

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27 53

VOLADURA DE PRODUCCION Y VOLADURA CONTROLADA Introducción Como se sabe, el objetivo de la voladura de producción es totalmente diferente a la de voladura controlada.

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54

Voladura de producción Como su mismo nombre lo indica es para fragmentar el macizo rocoso y extraer el mineral. Una vez fragmentado el macizo rocoso pasa a través de los siguientes procesos metalúrgicos para convertirse en concentrado y/o metal.
La voladura de producción requiere del diseño de una malla de perforación y voladura (B x S) usando modelos matemáticos.

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28 55

OPEN FACE Initiation

42

59 16

126

84

101 118

143 160

168

185 202

210

228 244

252

269

294

311

286 328

345

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56

FINAL DIG LINE

4.6 m.

4.6 m.

6.1m.

POINT OF INVITATION

BERM CREST

FREE FACE

50 millseconds delay 100 millseconds delay

0

20 ft.

0

6M

FIGURE: PLAN OF NEW FIRING SEQUENCE

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29 57

En open pit, si no se usa voladura controlada, los bancos saldrían deformados y para “arreglarlos” se incrementarían los costos, porque se usaría un modelo matemático de la voladura controlada, perforando y cargando los taladros con MEC y accesorios de voladura. A continuación se presenta un diagrama conceptual, mostrando los taladros de producción y los taladros diseñados y cargados para ser usados en voladura controlada.

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58

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30 59


Los taladros perforados son cargados con MEC con sus respectivos accesorios de voladura, pero previamente se ha seleccionado las MEC de acuerdo al tipo de roca y las condiciones de esta (agua subterránea).
Cabe enfatizar que en los taladros de producción se cargan con MEC incluyendo la sobreperforación.
Se debe mencionar que los taladros de producción detonan después de la voladura controlada o paralelamente, etc.

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60

DISEÑO DE CARGA EN TALADROS DE VOLADURA CONTROLADA EN FUNCION AL DIAMETRO (b)

(a)

(c )

(d)

(e)

(f)

AN/FO

Cordon detonate

Cordon detonate

MEC especial

Tubo PVC abierto ongitudin almente

MEC

Booster

MEC con orificio central

Tubo de papel

(g)

Tubo PVC rigido

Tapon de aire

Espaciador de madera Aire o detritus

Cordon detonate

Booster AN/FO Camara de aire o detritus

Cordon detonate

Cordon detonate Cordon detonate Carga fondo AN/FO Booster

Booster 50 75 mm

100 mm Continua

150 mm Espaciada

Cargas desacopladas

250 300 mm Continua

Carga espaciada c/tacos intermedios

Booster 100 300 mm Columna de aire

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31 61 PROYECTO C.H. GALLITO CIEGO EXCAVACION CASA DE MAQUINAS PROYECTO VOLADURA Nº3

C

D

B

A

5 4 3 2 1

CROQUIS DEL DISPARO

DETALLE DE LA CARGA DE MEC PRE-CORTE

CORDON

0.40

84mm

PRODUCCION CORDON

TACO

0.10

CHISPEO

TACO

100 3.00

Cordon detonante

0.50

ALANTO

0.10

GEL 90

0.50

ALANTO

0.50

GEL 90

CUADRO DE CONSUMO MEC PRECORTES: S = 0.60m PRODUCCION : BxS = 1.8 x 1.8m PROF: VARIABLE 1.7 a 3.7m ROCA: CUARCITA LONG.PERF : 194m perf.

EXPLOSIVOS

VOLUME IN SITU M3

GEL 90

PRECORTE

435 TOTAL

ALANTO

433

165

COET SR

124

2.50 T9.40

79 297

124

81.90

376

163

FLAM PTO GUIA SEG

RETARDO PTO

Nº TAL

02

03

15

19 50

02

03

15

69

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62

DISEÑOS DE CARGA UTILIZADOS EN TALADROS DE PRODUCCION (a) 3 Fc = 0.53 kg/m

(b) 3 Fc = 0.50 kg/m

Cordon det. 5g/m 1.0

(c ) 3 Fc = 0.99 kg/m

Cordon det. 5g/m

Cordon det. 5g/m

5m ($1.15)

1.60

(d) 3 Fc = 0.59 kg/m

1.0 1.40

5m ($1.15)

Cordon det. 5g/m

(e) Fc = 0.54 kg/m3

Cordon det. 5g/m 1.0

Tubo PVC 3.5m ($2.0)

5m ($1.15)

Tubo PVC 3.5m ($2.0)

Gel. 90 1.56 kg ($4.84) 0.60 AN/FO 1.70 kg ($0.81)

1.50 Gel. 90 3.6 kg ($11.18)

Taco intermedio

0.70

1.40

Gel. 90 2.26 kg ($0.81) 1.60

0.70

Gel. 90 1.82 kg ($5.64)

AN/FO 2.80 kg ($1.25) Gel. 90 0.52 kg ($1.81)

Emulsion SXL AP80 6.18 kg ($5.31) Gel. 90 0.26 kg ($0.81)

$12.3/Tal $1.82/m3

$11.63/Tal $1.72/m3

$8.08/Tal $1.20/m3

$8.73/Tal $1.0/m3

Gel. 90 0.26 kg ($0.81)

ALANFO (10%) 1.70KG ($1.36)

$8.95/Tal $1.03/m 3

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32 63

DISEÑO DE CARGA UTILIZANDO EN TALADROS DE PRE CORTE (64 MM Ø CON PRESENCIA DE AGUA)

0.40m

0.40m

Cordón 5 g/m 3.2 m kg x $ 0.23 = $ 0.74

Cordón 5 g/m 3.2 m kg x $ 0.23 = $ 0.74

Caña EXSACORTE 1.29 kg x $ 6.22 = $ 8.02

3.0m

3.0m Semexa 80 0.68 x $ 2.80 = $ 1.90

Gelatina 90 0.28 kg x $ 3.40 = 0.81

Gelatina 90 0.28 kg x $ 3.10 = 0.81

$ 9.57 / Tal $ 5.32 / m2

$ 3.45 / Tal $ 1.92 / m2

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64

Figure: Fancy open pit after 5 Year (depth= 250m)

Final road

Temporary Haul road

XI

Bench slope

Temporary Haul road

X

IX

VIII

Final pit limit VI I

II

III

IV

V

VII

200m

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33 65

Operating expenses for various open pit alternatives

300m

15

350m (final depth)

3

250m

10

2

$ Tm of ore

4

$ million/yr

20

200m

0 1

2 3

4

5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 29 21 22 23

Years Ph.D. - Carlos Agreda Turriate - [email protected] - Consultor Intercade

66

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34 67

Voladura controlada Su principal objetivo es crear un plano de falla para amortiguar las ondas compresivas y, de esta manera, proteger el macizo rocoso circundante a la labor minera.
Los taladros perforados son cargados con MEC espaciadas y/o desacopladas.
La voladura controlada no es para fragmentar la roca.

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68


Los modelos matemáticos que usa la voladura controlada cada uno de ellos tiene su propia aplicación, de acuerdo a la necesidad donde se requiera aplicarla.
Los taladros del precorte detonan antes de los de producción o paralelamente.

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35 69


Por ejemplo, en minería generalmente se usa el modelo matemático denominado precorte convencional o con cámaras de aire.

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70

Schematic of seismic ray paths for a single shot with a sixchannel reflection seismograph SOURCE RECEIVERS

Geophone spacing receivers

Common Depth Point spacing SUBSURFACE COVERAGE

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36 71 KANSAS

Reno Co. Hutchinson

315

N 0

Drainage channel

80 ft

surficial expression Confirmation dril hole

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72

Exel N32 3.00 m Taco

CAMARA DE AIRE

Taladro cargado de acuerdo al precorte con cámaras de aire.

10

6.00 m

Anfo

Booster pentolita 1lb 1.00 m

Taladro de precorte

Factor de carga 0.62 kg/m2

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37 73

Concepto teórico-práctico de la voladura controlada

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74

A TYPICAL PRESPLIT BLAST DESIGN

BUFFER ROW 0= 0.3M(12 1/4”) TOE LOAD= 2.70KG (600 lbs) BERM PRESPLIT ROW Ø = 0.08m (3”)

80º

2.1m (7)

DECOUPLED 3m (10)

6.1m (20)

NORMAL PRODUCTION BLASTING

8.2m (27) 12.2m (40)

6.1m (20) 9.1m (30) 80º

COMPETENT, STRONG ROCK MASS

SIEMMING 0.9M (3)

NO SUBGRADE OVER A PROPOSED CREST

1.5m (6)

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38 75

Voladura controlada

VS.

Voladura de producción

Production Holes

Controlled Blasting

Objetivo: Crear un plano de falla

Objetivo: Fragmentar al macizo rocoso

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76

EFECTOS DEL MACIZO ROCOSO EN LA VOLADURA

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39 77

EFECTOS DEL MACIZO ROCOSO EN LA VOLADURA Como se sabe, el macizo rocoso es totalmente aleatorio y, por tanto, tiene una influencia determinante en la voladura cuanto más se conozca el macizo rocoso en los siguientes términos:





Litología Geología local, regional Propiedades físico-mecánicas (St, Sc, ρr, etc.) Caracterización geomecánicas (RQD, RMR, Q, Rmi, SGI, etc.)
Parámetros de resistencia de la roca: cohesión y ángulo de fricción interna (φi)
Constantes elásticas de la roca (E, K, G, λ, υ) Ph.D. - Carlos Agreda Turriate - [email protected] - Consultor Intercade

78

FIGURA: SLOPE DESIGN PARAMETERS

Slope angle Face Batter angle

Overall height

Bench height

Bench width

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40 79

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80

Block heave Release of load failure

Shear failure

Gas driven crack extension Compressive and tensile failure

Crest damage from excessive subdrill

FIGURA: BLAST INDUCED WALL DAMAGE

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41 81

Conocidos los parámetros mencionados, será mejor para una adecuada selección de las MEC y los accesorios de voladura correspondientes. Por tanto, el macizo rocoso y la MEC son determinantes para obtener una adecuada fragmentación como resultado de la voladura de rocas.

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82

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42 83

Finalmente se debe enfatizar que las características físico-mecánicas del macizo rocoso tienen una influencia determinante en los resultados, tanto en una voladura de producción como en una voladura controlada cuando se trata de minería superficial o subterránea. Así como también en las diferentes obras de ingeniería civil.

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84

TALADRO Pre-corte

MECHA RAPIDA

INICIO

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43 85

6m

6m

14

14

14 6m

14

A typical smoothwall blast design for a development round (after Bauer and Donaldson, 1992)

1.5m

12

14

14 14

14 12

4.6m

14 8m

12 9

10

0.8m

12 9

9 13

12

14 14

2.3m

5

6

6m

13

6m

6m

13

CUT

7

11

55m

8m

1.15m

15

11

6

5

10

13

8

8

15

7

15

13 13

8 15

15

4.6m

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86

INFLUENCIA DEL FRACTURAMIENTO Y CRITERIO DE DAÑO

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44 87

INFLUENCIA DEL FRACTURAMIENTO Y CRITERIO DE DAÑO Introducción Como se sabe, la influencia del fracturamiento es fundamental si se quiere maximizar la producción y la productividad, y minimizar los costos operacionales.

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88

Pero se tiene que controlar los daños que pueden producirse por acción de la voladura de producción, si esta no ha sido adecuadamente diseñada, cargada con MEC apropiadas, conexiones, los retardos y la secuencia de salida no han sido llevados a cabo en forma correcta, etc.

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45 89

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90

Obviamente que el diseño de las voladuras se debe hacer tomando en cuenta lo siguiente:
Ingeniería de explosivos
Ingeniería de rocas
Ingeniería de diseño
Modelos matemáticos de optimización que usa la investigación de operaciones
Modelos matemáticos para optimizar la fragmentación
Modelos matemáticos de predicción granulométrica
Modelos matemáticos más usados para evaluar los resultados de una voladura, etc.

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46 91

Figure: Computer simulation of energy radiating out from a subsurface explosion

EXPLOCION

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92

Si ha ocurrido todo lo mencionado, entonces probablemente van a producirse daños a lo siguiente: a. Paredes inmediatamente circundantes (back break, over breack, crest fracture, face loose rock, crest loose rock, etc.) b. Paredes de las labores mineras cercanas al disparo

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47 93

c. Construcciones o labores mineras cercanas a la influencia del disparo

subterráneas

d. Paredes de las labores mineras, debido a que se ha hecho un disparo en una área cercana (ejemplo: cuando se dispara para excavar una área donde se va a instalar una chancadora)

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94

Por otra parte, las edificaciones, chancadoras o algunos instrumentos eléctricos instalados cercanos al pit son comúnmente afectados por las vibraciones producidas por la voladura de rocas.

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48 95

Existe un gran número de estudios llevados a cabo con el objetivo de evaluar el criterio de daños que se producen a instalaciones que son afectadas por las ondas de choque que son inducidas por la voladura de rocas. Entonces, la única manera de evitar los diversos daños producidos por la voladura de rocas es controlando las excesivas vibraciones inducidas por esta; para lo cual debe usarse uno de los métodos de la voladura controlada.

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96

GENERACION DE LAS ONDAS SISMICAS PRODUCIDAS POR LA VOLADURA DE ROCAS La detonación de una mezcla explosiva comercial confinada en el interior de un taladro localizado en un macizo rocoso genera, de una forma casi instantánea, un volumen de gases a una presión y temperatura enormes.

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49 97

Esta aparición brusca de una presión elevada sobre las paredes del taladro actúa como un choque o impacto brusco que se manifiesta en forma de onda de deformación, a través del macizo rocoso circundante al taladro.

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98

L= Onda longitudinal

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50 99

Esa onda de deformación/tensión trasmitida es cilíndrica en el caso de carga cilíndrica distribuida en el taladro, o esférica en caso de carga puntual o esférica, aunque a considerable distancia del taladro con relación a su longitud puede considerarse la explosión reducida a un punto y, en consecuencia, la onda de propagación como esférica.

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100

En definitiva, la tensión soportada por un elemento material será función inversa de la distancia. Se puede admitir que la transmisión de la vibración a partir de una distancia de taladros relativamente pequeña es en forma prácticamente elástica, mediante ondas básicamente elásticas, con despreciable consumo de energía y que su amortiguación se debe eminentemente al aumento de la superficie de las ondas (cilíndrico o esférico).

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51 101

Registration Seismic - trigg equipment

Ignition circuit interrupted

Seismic - trigg

Detonation Registration strip

ms

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102

De forma simplificada, la energía proporcional a la cantidad de explosivo.

vibratoria

es

E=pxQ

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52 103


E es la energía vibratoria; es decir, la invertida en vibración.
Q es la energía total del explosivo (que depende de la cantidad de explosivo detonada y del poder energético del mismo, ya que no todos los explosivos tienen la misma energía).
p es la proporción de energía total del explosivo empleada en generar vibraciones (en voladuras convencionales en las que no existe gran confinamiento, este valor es de 0.4, aproximadamente).

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104

GROUP APPROACH TO ACHIEVING OPTIMUN BLAST PERFORMANCE Site Evaluation Blast Design

Design Refinement

Performance Evaluation

OPTIMUM WALL CONTROL BLASTING

Blast Excavation

Bench Preparation

Pattern Layout

Blasthole Drilling

Blast Recordkeeping Blasthole Loading

Explosive Quality Control

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53 105

Generalmente en el análisis de las señales de vibraciones producidas por voladuras se considera una pequeña cantidad de parámetros, como la velocidad pico en cada componente, la frecuencia asociada a las velocidades pico y el máximo de la resultante vectorial de la señal.

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106

Si la señal fuera siempre una sinusoidal perfecta, medir la amplitud (A) y la frecuencia (f = 1/T ), sería simple y directo, ya que el movimiento sinusoidal está caracterizado por una amplitud y una frecuencia constante.

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54 107

Esto no ocurre con los registros de vibraciones producidas por voladuras, donde estas dos variables cambian en función del tiempo y, por lo tanto, se requiere establecer ciertos criterios para caracterizar la señal.

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108

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55 109

RESUMEN

INFLUENCIA DEL FRACTURAMIENTO Y CRITERIO DE DAÑO Es imprescindible el uso de la ciencia tecnología.

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110

ESTIMACION DE LA VELOCIDAD DE LA PARTICULA CRITICATEORICA

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56 111

ESTIMACION DE LA VELOCIDAD DE LA PARTICULA CRITICA-TEORICA Se sabe que altos niveles de vibraciones pueden causar daños al macizo rocoso; produciendo nuevas fracturas y, extendiendo y dilatando las fracturas preexistentes. En este caso, las vibraciones pueden ser consideradas como un esfuerzo, el cual provoca una deformación dentro del macizo rocoso.

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112

Cuando los niveles de vibración son bajos, tales como los que son monitoreados a grandes distancias del centro del disparo primario, los niveles de deformación provocados son insuficientes para producir nuevas fracturas en el macizo rocoso.

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57 113

Voladura


Canal long. hacia la voladura
Siempre en posición vertical

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114

Distance (m)

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58 115

De acuerdo a como la distancia del centro del disparo se reduce, los niveles de vibración se incrementan a tal punto que las fracturas existentes son extendidas, aunque nuevas fracturas aún no aparecen.

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116

Algunas cargas explosivas son muy cercanas entre ellas; sin embargo, los niveles de vibración alcanzan magnitudes capaces de causar daños en el macizo rocoso circundante al área del disparo hasta otras estructuras cercanas a la labor. La velocidad pico de partícula (PPV) es frecuentemente asociada con la capacidad para provocar nuevas fracturas en el macizo rocoso, debido a su relación con el esfuerzo.

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59 117

VOO Dat: Hole #1 - Decks # 283

32.5

DECK Nº 3 10.1m column VOD= 3,820 m/s

30.0 27.5

Distance (m)

25.0 22.5 20.0

DECK Nº 2 6.0m column VOD= 3,990 m/s

17.5 15.0 12.5

DECK DELAYS 16.2 ms

10.0 -92.5

-80.0

-87.5

-85.0 -82.5 Time(ms)

-80.0

-77.5

-75.0

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118

Considerando la ley de Hook y asumiendo un comportamiento elástico de la roca, un valor crítico de la velocidad pico de partícula (PPvc) puede ser calculado conociendo la resistencia tensional (St), el módulo de Young € y la velocidad de propagación de la onda P usando la siguiente ecuación:

St (PWV ) PPVC = , etc. E

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60 119

Algoritmo para el modelamiento de las vibraciones Medición de la vibración

Perforación y carga de los taladros

Disparo

Localización del sismógrafo

Distancia

Velocidad (PPV)

Carga (Q)

Representación gráfica

Base de datos inicial

Base de datos representativa

Correlación aceptada

Constantes empíricas de la ecuación: K, α y β Carga máxima por retardo

Ley de propagación cuadrática PPV = K Q D Ph.D. - Carlos Agreda Turriate - [email protected] - Consultor Intercade

120

START

Yes

No

BLASTING COMPLAINTS? Yes

PPV > 5mm/s ? No

Yes

PO > 120 dB ? No MONITORING AND CONTROL NOT REQUIRED

MONITORING AND CONTROL REQUIRED

STOP Typical breakup of expenditure in an open cast mine of West Bokoro Project Ph.D. - Carlos Agreda Turriate - [email protected] - Consultor Intercade

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61 121

VELOCIDAD DE LA ONDA Es importante conocer la velocidad con la que viajan las ondas producidas por la detonación de una mezcla explosiva a través de los estratos rocosos, porque de esta manera se podrá incluir este valor en un modelo matemático para tratar de obtener buenos resultados en la fragmentación de una voladura de rocas.

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122

1/2A Punto donde se mide el desplazamiento

El diagrama conceptual muestra el desplazamiento de las ondas.

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62 123

Velocidad de ondas longitudinales

 K + (4 / 3) G   VP =    ρ R  

1/ 2

Velocidad de ondas transversales

1/ 2

G  VS =    ρR 

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124

ESTIMACION DE LA VELOCIDAD

El investigador Bollinger (1980) define cinco factores que se deben tomar en cuenta al escoger valores representativos de la velocidad, los cuales son los siguientes: Ph.D. - Carlos Agreda Turriate - [email protected] - Consultor Intercade

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63 125

1. Las tres componentes del sensor [longitudinal (L), vertical (Z) y transversal (E)] representan una descomposición vectorial del movimiento de la roca. Para estimar la magnitud de este vector, es necesario medir la amplitud de cada una de las componentes y sumarlas vectorialmente como aparece en la ecuación. También es común realizar la suma vectorial de las componentes horizontales (ecuación 2), que son las directamente relacionadas con la fuerza cortante en la estructura y con el daño.

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126 2

P.V. (MM/S

1

0 -1 -2

-15

0

-15

Time (sec) (a) Wave form

ENERGY LEVEL

-2

-1

0 0

50

100

150

Frequency (Hz) (b) Frequency distribution Figure: Typical wave form of ground vibration for rock breaker Ph.D. - Carlos Agreda Turriate - [email protected] - Consultor Intercade

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64 127

La suma geométrica de amplitudes a partir de las dos o tres componentes es rápida y muy fácil de obtener. Es importante anotar que algunas de las normas internacionales definen el criterio de daño a partir de la componente vertical y no de la suma vectorial. 2. La máxima amplitud en las componentes individuales puede ocurrir en diferentes posiciones de la señal, a diferentes momentos durante el evento de las vibraciones. Anteriormente se hacían las combinaciones vectoriales separadas para cada una de las amplitudes máximas, pero con el uso de las computadoras este procedimiento ha cambiado; ya no se evalúan únicamente unas pocas sumas vectoriales, sino todas.

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128

3. Con amplitudes y frecuencias cambiando continuamente en la señal debido al arribo de diferentes tipos de ondas [compresionales (P), cortantes (S) y de superficie Rayleigh (R) y Love (L)], se debe estimar dónde o en qué segmento se deben tomar las velocidades en las tres componentes. Normalmente se escoge la condición más adversa que puede ser la máxima velocidad o el periodo más amplio. 4. Usualmente en vibraciones producidas por voladuras se presenta una variación rápida en amplitud, por lo cual la forma de medir la velocidad pico debe ser evaluada para cada caso particular, con el fin de obtener el valor más representativo del máximo movimiento del macizo rocoso. Ph.D. - Carlos Agreda Turriate - [email protected] - Consultor Intercade

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5. En instrumentación antigua, en la cual los registros eran analógicos, las mediciones de amplitud se realizaban hasta el centro de la línea (amplitud pico). La suma vectorial, que representa la magnitud del movimiento de la partícula en cada instante de tiempo, es calculada mediante la siguiente expresión matemática:

S res (t ) = S L (t ) + S z (t ) + S E (t ) 2

2

2

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P.V (MM/ S)

5

0

5 15 0 Time (sec) Figure: Typical wave form of structure vibration 15

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66 131 L


SL(t): señal-velocidad de la componente longitudinal
SZ(t): la vertical
SE(t): la transversal
Sres(t): la magnitud con valores reales y positivos del movimiento de partícula Ph.D. - Carlos Agreda Turriate - [email protected] - Consultor Intercade

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CALCULO DE LA VELOCIDAD MAXIMA DE LA ONDA El cálculo de la referencia se efectúa empleando un sismógrafo, cuyos registros indican las ondas principales (PW), transversales (SW) y verticales (VW), para lo cual se utiliza la siguiente expresión matemática:

TV =

π A t Mag


π: constante
A: amplitud de onda
t: intervalo de tiempo entre los arribos de las ondas
Mag: constante de amplificación del sismógrafo Ph.D. - Carlos Agreda Turriate - [email protected] - Consultor Intercade

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CALCULO DE LA VELOCIDAD En la vertical se toma la mayor amplitud de onda de cualquiera de las tres ondas registradas por el sismógrafo; es decir, la onda principal, la onda transversal y la onda vertical. Posteriormente se mide el tiempo de la mayor amplitud en la horizontal que es multiplicada por la constante factor del sismógrafo que se utilizó en la prueba. Los resultados de la prueba se muestran en el diagrama conceptual siguiente.

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A

A: amplitud de la onda t : tiempo

El diagrama conceptual muestra el registro de la onda.

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OVERBREAK ANALYSIS

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B: burden S: esparcimiento BH: altura de blanco BHD: profundidad del taladro CHL: altura de carga Leyenda St: taco S/D: sobreperforación ABΦ: burden aparente α: ángulo del talud

Rotura hacia atraz

Sobre rotura

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OVERBREAK ANALYSIS Introducción Teniendo en cuenta que overbreack se puede producir cuando… a. No se usa voladura controlada. b. El diseño de las mallas de los taladros de producción no es el adecuado. c. Antes de efectuar el diseño de los taladros de producción y los de la voladura controlada no se conocían las propiedades físico-mecánicas del macizo rocoso, donde se efectuará tanto el disparo de producción como el de voladura controlada, etc. Ph.D. - Carlos Agreda Turriate - [email protected] - Consultor Intercade

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d. No se ha seleccionado adecuadamente las MEC a ser usadas tanto en los disparos de producción como en los de voladura controlada. e. No se ha diseñado adecuadamente las mallas de perforación y voladura (B x S) ni de los disparos de producción ni las de la voladura controlada. f. No se ha conectado adecuadamente la secuencia de salida ni de los disparos de producción ni de los disparos de la voladura controlada. Finalmente, se debe mencionar que overbreack significa sobrefracturamiento en las partes laterales del banco, o de la labor minera subterránea que se está disparando.

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Por otro lado, se debe mencionar que si no se ha planificado estratégicamente todo lo mencionado, también se producirá lo siguiente:
Fracturamiento hacia atrás (back breack)
Desestabilizamiento de la cara libre (free face loose)
Desestabilizamiento de la cresta (crest loose), etc. Se sabe que el principal objetivo del uso de los diversos métodos de la voladura controlada es reducir y distribuir mejor las concentraciones de las MEC, de tal manera de disminuir el fracturamiento y debilitamiento de las paredes circundantes al disparo.

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La baja concentración de energía en las partes finales de las labores mineras puede conseguirse mediante las prácticas siguientes: i. Desacoplando la MEC ii. Espaciando la MEC iii. Usando MEC que produzca menor energía iv. Disminuyendo el diámetro de los taladros v. Cambiando las mallas de perforación y voladura (B x S)

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7 ft

5 ft

14 ft

21 ft

AN/FO

4 ft 17 ft

1.5 INCH DIAMETER IREMITE E

21 ft

3 18 ft

21 ft

19 ft

21 ft

AN/FO

2.5 INCH 3 INCH BUFFER HOLES BREAK UP HOLES

2

PRESPLIT

4 INCH BREAK UP HOLES

17 ft

21 ft

17 ft

21 ft

4 ft

PRESPLIT

3 INCH BUFFER HOLES

2 INCH DIAMETER IREMITE E

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VARIABLES CONTROLABLES Entre estas se tienen las siguientes:
El explosivo (MEC)
Densidad de carga (LD)

TACO


Diámetro de los taladros (BHφ)
Burden (B)
Spacing (S)

MEC


Sobreperforación (S/D)
Collar
Stemming (taco), etc.

BOOSTER

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EL EXPLOSIVO Una de las maneras de evaluar algunas MEC es comparando las presiones dentro de los taladros que ellas producen en el momento de la detonación. También se conoce que la presión máxima ejercida por la expansión de los gases producidos por la detonación es función de lo siguiente:

P2 = f (ρ1 , D ) → (1) Ph.D. - Carlos Agreda Turriate - [email protected] - Consultor Intercade

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CALCULO DE LA PRESION DENTRO DEL TALADRO El modelo matemático propuesto por el Dr. Alan Bauer, para calcular la presión dentro del taladros, es como sigue:

D2 PB = 228 x10 xρ1 x → (2) 1 + 0.8ρ1 −6

PB: presión dentro del taladro (Mpa) ρ1: densidad del explosivo (g/cc) D: velocidad de detonación (m/sec)

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La presión ejercida en la roca circundante es directamente proporcional a la presión dentro del taladro (PB). Entonces se puede reducir PB; disminuyendo ρ1 y D de la MEC. Formas de disminuir ρ1 Adicionando a la MEC materiales, conteniendo aire atrapado entre ellas (ejemplos: perlite, wood meal, microballoons, etc.)

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Formas de disminuir D Usando un lo siguiente:

φ Taladro