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Tronaduras en Minas Subterráneas

Tronaduras en desarrollo Tronaduras en producción 1

Términos mineros

2

Componentes de una Mina Subterránea Acceso horizontal (adit, Drift) Excavación horizontal de acceso a la mina Piques (shafts)

Excavación vertical de acceso a la mina Chimenea (Ore passes) Excavaciones sub-verticales dedicadas al traspaso de mineral, personas y en algunas ocasiones utilizadas como cara libre Rampas (Declines or ramps) Son excavaciones horizontales orientadas en espiral con el propósito de conectar dos niveles o acceder a la mina

Caserones (Stopes) Corresponden a unidades básicas de explotación de las cuales se extrae mineral. En algunos casos estos caserones son rellenados con material estéril.

Esquema de una Mina Subterránea Sección Longitudinal

Sección Transversal

B

A

A

B Accesos Niveles A, B

Rampa Áreas Productivas

Esquema de una Mina Subterránea Planta A1 A3

Acceso Nivel

Pilar

• Accesos – Áreas Productivas A2 • Niveles A4 – Unidades básicas de explotación Puntos de extracción » Puntos o frentes de extracción

A1, A2 Unidades básicas A3, A4 de explotación

Tronaduras en desarrollo Labores de desarrollo: Túneles Galerias Rampas Chimeneas Piques

6

Desarrollo de túneles y galerías

7

8

Nomenclatura de tiros de túneles y galerías Sinónimos de arranque: Destroza Ayudas Franqueo Auxiliares stripping

9

Nomenclatura de tiros de túneles y galerías

10

11

12

13

14

15

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17

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20

21

22

23

24

25

AVANCE O DESARROLLO DE GALERÍAS O TUNELES Se llama, en general, avance a labores y/o excavaciones subterráneas donde predomina una dirección (longitud), y que presentan sólo una cara libre para la acción del explosivo. Los diagramas de disparo utilizados en estos casos, se clasifican según la disposición geométrica que adoptan el conjunto de tiros que crean el hueco o corte inicial (rainura). En esta clasificación, quedan excluidos los túneles de gran sección, piques y chimeneas.

26

Área de rainura El área de alivio de la rainura se determina tanto por el largo del tiro y el tipo de condiciones del terreno • Factor de carga es de 4 a 10 veces de lo normal • La posición de la rainura lo determina – La proyección de la roca – Fragmentación – Cantidad de tiros

27

La proximidad del primer tiro iniciado a los de alivio (vacíos o maricones) está determinada por el diámetro del tiro y el número de tiros de alivio sin cargar.

28

Tipos de tiros de arranque • Salida horizontal • Salida hacia abajo • Salida hacia arriba La cantidad de tiros y su burden están controlados por: •El área de la frente de la labor •El diámetro de los tiros •La extensión del control del perímetro.

Reducir las cargas en los tiros de arranque adyacentes a las coronas para reducir el sobre quiebre 29

Zapateras Las zapateras se diseñan para proporcionar una rotura limpia en el piso de la labor. El burden de las zapateras generalmente es menor que el de los tiros de arranque por: – El mayor grado de fijación en los tiros de las esquinas. – La dirección de la rotura de los tiros es hacia arriba – Los cartuchos desacoplados debido al agua en los tiros, especialmente cuando la labor es en declive.

30

Tiros de contorno Incluyen las coronas y las cajas. El burden de los tiros de contorno generalmente son menores que el de los de arranque debido a: – La menor energía del explosivo en los tiros de contorno. – La energía reducida efectiva ocasionada por el venteo del explosivo a una presión más baja. – Cargas desacopladas en las coronas – Espaciamiento reducido en las coronas, de alrededor de 15 veces el diámetro. – Longitudes sin carga en la zona del collar del tiro de al menos el espaciamiento entre tiros.

31

Principio de la tronadura de desarrollo • Ausencia inicial de una cara libre disponible – Crear una abertura por medio de la rainura – Romper hacia esta abertura – El tamaño de la rainura es usualmente de 1 a 2 m2

32

DIAGRAMAS DE DISPARO

RAINURAS Clasificación:

 Rainuras con tiros convergentes.

Piramidal

En “V”

Burn-Cut-Normal

 Rainuras con tiros paralelos.

Coromant Normal

Wide Hole Cut

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GALERÍAS DE SECCION PEQUEÑA-PERFORACIÓN MANUAL

Sección : 6-9 [m2] Perforadora : perforadora manual Jackleg Barras : en serie, integrales ∅ : 27 – 41 [mm] L : 1,2 – 2,4 [m]

34

GALERÍAS DE SECCION PEQUEÑA-PERFORACIÓN MANUAL

• Rainura Piramidal → máximo L = 1,6 [m]

35

GALERÍAS DE SECCION PEQUEÑA-PERFORACIÓN MANUAL

• Rainura Piramidal

𝜶 llega a valores de 40- 55°

(55 ° para roca más difícil de romper)

Los tiros indicados en rojo se juntan y forman la pirámide. Los tiros en celeste (tiros auxiliares) enanchan la pirámide creada. Limitación: el avance es poco. 36

RAINURA EN “V”:

 Se usa, pero cada vez menos.

37

38

Influencia del ancho del túnel en los diseños de rainuras en cuña en el avance del disparo

39

W/2

60°

W 2 tg 30  L  LB * cos 30

L = Avance

L LB*cos 30°

30°

W  LB * cos 30 2 * tg 30

W = Ancho labor

40

Rainura con tiros paralelos • Generalmente de 4 a 10 tiros de alivio sin cargar. • El diámetro de los tiros de alivio varían desde 65 a 175 mm. • Los tiros de rainura están con muy poco espaciamiento. – La exactitud de la dirección) es crítica.

perforación

(ubicación

• Jumbos nuevos tienen un paralelismo automático para disparos grandes

y

semi

– Disparos más largos – Pocos tiros de alivio sin cargar. 41

Avance por disparo • Está limitado por: – El diámetro de los tiros de alivio – La cantidad de tiros de alivio – La desviación tanto de los tiros de alivio como de los tiros cargados • Si la desviación es < 2%, el avance promedio es > a 95% del largo de los tiros.

42

Avance por disparo • El largo efectivo de los tiros se puede estimar por la siguiente ecuación:

Largo  0.15  34.1  39.4 2

donde φ es el diámetro de los tiros de alivio • Cuando la rainura tiene tiros de alivio múltiples (x) cada uno de diámetro φ’, opuesto a un solo tiro de alivio de gran diámetro, se reemplaza φ en la ecuación anterior por:

   '* x 43

Cantidad de alivio Para 3.6m de avance, el diámetro de hoyo para un alivio efectivo debe ser aprox. 120mm

89mm

45mm

64mm

120mm

Longitud de avance

7 6

5 4 3 2

1 0 50

100

150

200

250

300

Diám. Efectivo del hoyo de alivio

Largo  0.15  34.1  39.4 2 44

Requerimiento de alivio

Rocas con bajo módulo de Young (ej. rocas laminadas), requieren más alivio Explosivos de alta energía proporcionan más rompimiento y pueden requerir más espacio de alivio

Explosivos acoplados totalmente proporcionan más rompimiento y más esponjamiento y requieren un mayor porcentaje de espacio vacío Tamaño de la frente: Frentes muy pequeñas pueden requerir hoyos de alivio adicionales

45

Distancia entre tiros Distancia entre tiros y hoyo de alivio se calculan de acuerdo a : Proporcionar suficiente alivio para evitar el congelamiento Limpiar lo quebrado y no recementar la roca en la rainura Angulo de rompimiento hacia los pozos sin cargar

46

Interacción entre tiros

#5

#5

#1 #4 #5

#0 (1)

#3

#1 (1)

#2 (1)

#3 (2)

#4 (1)

#5 #6 (3) (4)

#2

#3

#0

1000 1500 Tiempo (ms) 4 hoyos sin cargar (75 mm) 10 Tiros cargados (45 mm) #6

0

500

2000

47

Interacción entre tiros

#5

#5

#4 #3

#4

#1 (1)

#2 (1)

#3 (2)

#4 #5 (2) (4)

#2

#0 #5

#0 (1)

#1 #3 0

#5

500

1500 1000 Tiempo (ms)

2000

3 hoyos sin cargar (75 mm) 11 Tiros cargados (45 mm) 48

Distancia entre tiros de rainura Tiro cargado

Hoyo de alivio

d

600

N

500

B (burden)

400

300

200

100

0

0

50

100

150

200

Diámetro del hoyo de alivio

250 N (mm)

300

350 49

Algunas reglas prácticas La distancia entre el hoyo vacío y el primer tiro que detona no debe exceder 1.5 veces el diámetro del hoyo vacío Para tiros ubicados a dos veces el diámetro del pozo vacío es más probable que ocurra una deformación plástica de la roca Para un hoyo vacío de 102 mm de diámetro, la separación óptima entre el hoyo vacío y el tiro debería ser entre 120 y 190 mm

50

Error de perforación F=α*H+β B max = 1.7 θ (m) B1 pract = 1.7 θ - F = 1.7 θ - (  * H +  ) (m)

51

Cantidad de explosivo La concentración lineal de explosivo es función de: 1.5

 B1 1.5  max x Q = l  55 d

d

1.5

  B  

c N  1 B -    N 2   0.4 2 sanfo

( ) ( )(

     B1 max    0.032

)

Diámetro del tiro (d)

Burden del tiro (B) Tipo de roca (c) Diámetro del hoyo de alivio (N) 52

Sector del collar sin cargar • Largo del sector del collar sin cargar aproximadamente 10 * diámetro del tiro • El beneficio es mínimo al colocar taco con arcilla o material inerte soplado. • Para tiros de 45 mm se requiere un taco de 20 veces el diámetro, o sea, 900 mm. • Los tiros de rainura se cargan hasta cerca del collar para facilitar el desplazamiento

53

Congelamiento de la rainura Soluciones: Aumentar el porcentaje de espacios vacíos en la rainura perforando hoyos de alivio con diámetros más grandes, o agregando hoyos Reducir la concentración lineal de carga explosiva en los tiros de rainura

Ajustar el diseño de perforación

Ajustar la secuencia de iniciación

54

Secuenciamiento de la rainura Secuencia diseñada para: Proporcionar mayor grado de alivio para los tiros siguientes Permitir que la roca en la rainura sea eyectada Proporcionar alguna asistencia a las cargas de otros tiros moviendo el burden

Note que Un número determinado de tiros en la región de la rainura se requiere para desarrollar la rainura en toda su profundidad No usar menos de 50ms entre tiros, pero generalmente no más de 200ms

55

56

Rainura El logro de un avance completo depende enormemente del desempeño apropiado de la rainura, y por lo tanto es crítica una secuencia correcta de la iniciación en esta área. Los barrenos en la rainura deben ser secuenciados para proveer un grado de disminución de confinamiento de las cargas que detonan sucesivamente. Los pozos en deben ser separadamente retardados para evitar la posibilidad de reconsolidación en la región de la rainura. Cuando ha detonado el primer pozo, la roca es chancada e inicialmente movida hacia el espacio hueco provisto por el(los) pozo(s) de alivio. La roca entonces se mueve hacia afuera de la frente, tomando todo el proceso más de 100ms. Este proceso sugiere que los intervalos de retardo en la sección de la rainura deberían ser lo más largo posible, particularmente cuando se requiere un avance más largo por disparo.

57

•

• •

Los estudios experimentales han confirmado que la roca lanzada desde la región de la rainura corte se mueve hacia delante y lejos de la frente a una velocidad de entre los 40 y 80 m/s. Basado en la velocidad mínima, para una profundidad perforada de 3 ½ metros, se requiere un retardo mínimo de no menos de 100ms entre retardos sucesivos en la rainura. Los barrenos que se dispararon antes en la rainura debería cada uno ser disparado con un retardo separado, a menudo necesitando periodos de retardo saltados para asegurar un alivio adecuado y prevenir la reconsolidación. Esto casi siempre requiere una combinación de tanto retardos de largo como de corto periodo, para poder dejar números de retardos adecuados para la secuencia en los barrenos exteriores de arranque.

58

Técnicas de Control del Perímetro Se usan varias técnicas para limitar la zona de daño desde las cargas de barrenos ubicadas contra la pared final de una galería. Todas las técnicas yacen en una reducción en la energía liberada desde la columna explosiva, e incluyen métodos tales como: •

Cordón detonante de alta potencia;

•

Explosivos completamente acoplados de baja potencia;

•

Explosivos desacoplados

•

Columnas de explosivos trazados con un cordón detonante de baja potencia

59

• •

Perimeter Holes •

Optimum results, with respect to limiting damage and producing smooth perimeter walls, will be achieved when all perimeter blastholes in a section (ie. the back or side walls) are detonated simultaneously. Theoretically, adjacent blastholes should be initiated in an interval no greater than the period required for a tensile crack to extend between these blastholes. It has been indicated through experimental studies the crack growth velocity is in the approximate range of 15% to 40%, and commonly averaged at 30%, of the compressional wave velocity of the rock. Using these ratios, the time required for a crack to propagate from one blasthole to another, for a blasthole spacing of 600mm, is less than 1ms, for an assumed p-wave velocity of 4000m/s. Hence for adjacent blastholes to interact and promote smooth breakage, their initiation times should be within 1ms. The probability of this occurring can be calculated from delay statistics.

• •

The next diagram shows the probability of near simultaneous initiation, as a function of nominal delay time. The family of curves shown in this figure represent the probabilities of interaction within three time intervals. The different time intervals are representative of different blasthole spacings, compressional wave velocities and ratios between P-wave and crack growth velocities. For delays in excess of 1000ms, the diagram indicates that there is less than a 50% probability that adjacent blastholes will initiate within 10ms of each other. The probability of detonation with a 1ms interval decreases to essentially zero for conventional long period delay elements

60

Se obtendrán resultados óptimos, con respecto a la limitación de daños y la producción de paredes lisas del perímetro, cuando se hacen detonar simultáneamente todas las perforaciones perimetrales en una sección (es decir, las paredes traseras o laterales). Teóricamente, los barrenos adyacentes deben iniciarse en un intervalo no mayor que el período requerido para que una grieta de tracción se extienda entre estos agujeros. Se ha indicado a través de estudios experimentales que la velocidad de crecimiento de la grieta está en el rango aproximado de 15% a 40%, y comúnmente promediado al 30%, de la velocidad de onda de compresión de la roca. Utilizando estas proporciones, el tiempo requerido para que una grieta se propague de un barreno a otro, para un espaciado de espolón de 600 mm, es menor que 1 ms, para una velocidad de onda p supuesta de 4000 m / s. Por lo tanto, para que los agujeros adyacentes interactúen y promuevan una rotura suave, sus tiempos de iniciación deben estar dentro de 1 ms. La probabilidad de que esto ocurra se puede calcular a partir de estadísticas de retardo. El siguiente diagrama muestra la probabilidad de una iniciación casi simultánea, en función del tiempo de retardo nominal. La familia de curvas mostrada en esta figura representa las probabilidades de interacción dentro de tres intervalos de tiempo. Los diferentes intervalos de tiempo son representativos de los diferentes espaciamientos de los agujeros, las velocidades de las ondas de compresión y las relaciones entre las velocidades de crecimiento de la onda P y de la grieta. Para los retrasos de más de 1000 ms, el diagrama indica que hay menos de un 50% de probabilidad de que los blastholes adyacentes se inicien dentro de 10 ms entre sí. La probabilidad de detonación con un intervalo de 1 ms disminuye a esencialmente cero para los elementos de retardo de largo periodo convencionales 61

Espacio creado por la rainura

62

Ningún alivio, 1 tiro iniciado

Tiro de 45 mm

Rompimiento 63

Ningún alivio, 2 tiros iniciados

Tiros de 45 mm

Rompimiento 64

Ningún alivio, 2 tiros iniciados

Tiros de 45 mm

Rompimiento 65

Ningún alivio, 10 tiros iniciados

Tiros de 45 mm

Rompimiento 66

Alivio de 63mm, 1 tiro iniciado

Tiro de 45 mm

Hoyo de alivio de 63 mm

Rompimiento 67

Alivio de 63mm, 4 tiros iniciados

Tiros de 45 mm

Hoyo de alivio de 63 mm

Rompimiento 68

Alivio de 63mm, 10 tiros iniciados

Tiros de 45 mm

Hoyo de alivio de 63 mm

Rompimiento 69

Alivio de 45mm, 4 tiros iniciados

Tiros de 45 mm

Hoyo de alivio de 45 mm

Rompimiento 70

Error de perforación para tiros de 3,6 m

Desviación Grados

0,5

1

1,5

2

2,5

3

3,5

4

4,5

5

Al fondo del tiro (mm)

31,4

62,8

94,3

125,7

157,2

188,7

220,2

251,7

283,3

315

Grados

5,5

6

6,5

7

7,5

8

8,5

9

9,5

10

346,6

378,4

410,2

442

473,9

505,9

538

570,2

602,4

634,8

Al fondo del tiro (mm)

71

CÁLCULO DE RENDIMIENTOS (TRONADURA DE AVANCE):

72

73

Ec 01

74

Ec 07

Bmax = 1.7 θ (m) Ec 05

Concentración de carga

1.5

B    c  1  l  55 d  1 max    B1 max       75 2   0.4  sanfo    

Ec 12

A h1  2 Bn-1 pract  F ln 

540  d  c  A h n-1 sanfo

Bn max  8.8  10-2

Ah n1  ln  sanfo d c

A'   A'hn  2  Bn  hn1  2   76

77

Condición para no hacer más cuadrantes: Ah n ≤

78

BZ  0.9

c

lf  sanfo c  f  E B

f = factor de fijación = 1,45 y E/B = 1 č= c + 0,05 si B ≥ 1,4 m c +0,07/V si B < 1,4 m  A  2 H sen  N  Entero de    1 E 

EZ 

A  2H sen N -1

E' Z  E Z  H sen 

79

Ec  K  d donde K varía entre 15 y 16. E/BLa relación debe ser 0.8 l lc = 90 x d2

80

BZ  0.9

f = 1.2,

E/B= 1.25

l c = 0.5 l f

lf  sanfo c  f  E B

81

BZ  0.9

lf  sanfo c  f  E B

Dirección de salida de los

Factor de fijación

Relación

barrenos

“f”

“E/B”

1.45

1.25

Hacia

arriba

horizontalmente

Hacia abajo

y

82

1.20

1.25

83

GALERÍAS DE SECCION PEQUEÑA-PERFORACIÓN MANUAL • Burn-Cut-Normal → máximo L = 2,4 [m], con plantilla

84

GALERÍAS DE SECCION PEQUEÑA-PERFORACIÓN MANUAL • Coromant-Cut → L = 2,4 [m], ∅h = 2¼” – 2½”, con plantilla

85

GALERÍAS DE SECCION PEQUEÑA A MEDIANA

Equipo : Jumbo de avance, 1 brazo Perforadora : Hidráulica, top-hammer Barras : En serie, bit recambiable ∅ : 38 (41) – 51 [mm] L : hasta 4 [m] ∅h : 3” – 3½” – 4” E : 0,70 – 0,90 [m] B : 0,60 – 0,70 [m] E/B ≈1,25 Rainura : Wide-Hole-Cut ∅h : 3” – 3½” – 4”

86

GALERÍAS DE SECCION PEQUEÑA A MEDIANA

87

GALERÍAS DE SECCION GRANDE Equipo : Jumbo de avance, 2 brazos Perforadora : Hidráulica, top-hammer Barras : En serie, bit recambiable ∅ : 45 – 51 [mm] L : hasta 6 [m]

Rainura : Wide-Hole-Cut, 2 tiros ∅h : 4” 1 tiro; 3½” 2 tiros E : 0,80 – 1,00 [m] B : 0,65 – 0,80 [m] E/B : 1,25

88

GALERÍAS DE SECCION GRANDE

89

DIAGRAMA DE DISPARO: (EJEMPLOS)

90

DIAGRAMA DE DISPARO: (EJEMPLOS)

91

DIAGRAMA DE DISPARO: (EJEMPLOS)

92

DISEÑO DE RAINURAS WIDE-HOLE-CUT

93

DISEÑO DE RAINURAS WIDE-HOLE-CUT

94

DISEÑO DE RAINURAS WIDE-HOLE-CUT: FÓRMULAS

95

DISEÑO DE RAINURAS WIDE-HOLE-CUT: FÓRMULAS

Donde:

96

DISEÑO DE RAINURAS WIDE-HOLE-CUT: FÓRMULAS

Donde:

97

CÁLCULO DE RENDIMIENTOS (DIAGRAMA DE DISPARO):

98

Densidad del explosivo 𝝆exp=1,18 [g/cm3]

PRPAnfo: Potencia relativa en peso del Explosivo respecto al Anfo.

99

100

101

102

103

104

The minimum required charge concentration (kg/m) and maximum C-C distance of large diameter holes.

The required minimum charge concentration (kg/m) and maximum burden (m) for different widths of openings. 105

Graph to calculate burden, spacing, charge concentration, for different types of explosives. 106

OBSERVACIÓN: En la práctica no se consigue que todos los espaciamientos sean iguales (pero si parecidos), esto debido a la geometría que tenemos. Lo que debemos mantener es la relación E/B constante.

107

108

Onda aérea

109

110

111

Dispersión MS = 5% Dispersión LP = 1%

112

Dispersión MS = 5% Dispersión LP = 1%

113

Dispersión MS = 5% Dispersión LP = 1%

114

Dispersión MS = 5% Dispersión LP = 1%

115

Dispersión MS = 5% Dispersión LP = 1%

116

117

Dispersión MS = 5% Dispersión LP = 1%

118

119

120

121

122

123

124

TIPOS DE TUNELES

125

TIPOS DE CORTES PARALELOS Los tipos de cortes mas usando en tiros paralelos: • Corte quemado. • Corte cilíndrico con tiros de alivio. Presenta diferentes variantes de acuerdo a la roca y la experiencia lograda.

CORTE EN PARALELO A

A

A´

A´

EJEMPLOS DE CORTE QUEMADO

a

b

c

d

EJEMPLOS PARA LIMITAR EL EFECTO DE SIMPATIA ENTRE LOS TIROS

a

b

c

TRAZOS DE ARRANQUE PARA TÚNELES

LEYENDA TIRO CARGADO TIRO DE ALIVIO

TRAZOS DE ARRANQUE PARA TÚNELES II

LEYENDA TIRO CARGADO TIRO DE ALIVIO

132

TIPOS DE RAINURAS

133

TIPOS DE RAINURAS

134

TIPOS DE RAINURAS

135

TEMPORIZACION : EFECTO DE UNA SALIDA SECUENCIAL ARRANQUE PARALELO

14

15 7

4

16 6

10

11

2

3 1

FRENTE

5

12 8

13 9

17

18

19

14 15 y 16

4

CORTE LONGITUDINAL

10 y 11 1 2y3 1 12 y 13 5 8 y 9

17

SALIDA DE ARRANQUE

EFECTO DE UNA SALIDA SECUENCIAL POR RETARDO SUBTERRANEO

DIAGRAMA DE LA CADENCIA DE SALIDA DE TIROS EN UN FRONTÓN DE TÚNEL MINERO DISPARADO CON RETARDOS

CORTE DE ARRANQUE EN PARALELO FRENTE

CORTE LONGITUDINAL

SALIDA DEL ARRANQUE

CORTE ANGULAR “V”

EFECTOS DE LA SALIDA SECUENCIAL POR RETARDOS EN SUBTERRÁNEO

EJEMPLO DE UN DISEÑO PARA SALIDA SECUENCIAL DE UNA VOLADURA ESPECIAL EL ARRANQUE POR CORTE

QUEMADO SE UBICA AL EXTREMO MAS ALEJADO DEL TRAZO RESPECTO AL LA MURO. SECUENCIA DE SALIDAS RESULTA EN VOLADURA AMORTIGUADA.

139

SECUENCIA

Cómo mejorar esta secuencia?

11

11 11

11 9 9

9 11

11

7

7

7 8

8

5

6 10

6

3 10

4

8

1 5

2

2

4

6

13

8

8

10

3 6

5

12

10

5

1

8

10

10

12

12

13

Cómo mejorar esta secuencia?

141

Toda una variedad de nombres se aplicaron para estos cortes en paralelo, cuando los tiros de arranque y alivios son del mismo diámetro se denomina corte quemado. Cuando se combina tiros de arranque de menor diámetro con tiros de alivio de mayor diámetro se denomina corte paralelo.

AVANCE POR VOLADURA Y LOS DIÁMETROS DE LOS TIROS VACÍOS

Los tiros del corte pueden ser ubicados en cualquier lugar en la cara del túnel. Sin embargo, la posición del corte o arranque influenciará sobre la proyección de lanzamiento del material arrancado. Si los tiros de corte se colocan cerca de la pared, la plantilla requerirá menos tiros pero la roca fragmentada no será desplazada tan lejos dentro del túnel.

El corte se alterna del lado derecho al izquierdo del túnel para asegurar que no se perforarán las cañas remanentes de la voladura anterior.

Para poder obtener un buen movimiento hacia delante de la pila del material, el arranque puede ser colocado en la Mitad de la galeria Ubicándolo hacia la parte inferior, el lanzamiento será minimizado. Si se requiere de mayor lanzamiento, los tiros de arranque pueden colocarse más alto, en el centro del frontón como se muestra.

POSICIONES DE LOS TIROS DE ARRANQUE

UBICACIÓN DEL ARRANQUE o RAINURAS

b a

d

a

c (a) CAJAS

(c) PISO

(b) CORONA

(d) PUNTO MEDIO

Amarre de los tiros

146

147

Está bien la disposición del cordón detonante?

Amarre de los tiros

Por qué no comenzar con MS 0 el amarre de rainura?

148

Si la velocidad de desplazamiento de la roca fuera de 60 m/s y H = 3,2 m cuál debe ser el intervalo de retardo mínimo en la rainura?

149

Los tiros del cortorno en la zona de las cajas y el techo se perforan comúnmente con espaciamientos cercanos y cargas ligeras. También pueden detonarse como voladura de recorte para proveer un contorno que requiera poco esfuerzo (cargas desacopladas). La siguiente figura muestra la extensión de las zonas de daño si se utilizan voladuras de recorte o si se utilizan métodos de voladura de producción en los perímetros.

ZONA DE DAÑO ZONA DE DAÑO CON VOLADURA DE RECORTE

ZONA DE DAÑO SIN VOLADURA DE RECORTE

CÁLCULO DE B1 PARA EL CUADRO 1 4

El primer cuadrado de tiros de arranque se localiza a una distancia B1 del centro.

3

9

5 2

1

B1 = 1.5DH

CORTE QUEMADO MOSTRANDO DIMENSIONES DEL BURDEN

15

B2

B1

3

B3

2

7

13

11

B4 3 4

4

TAMAÑO DE EL CORTE

La distancia o radio desde el centro exacto del corte se llamará R. 4

3

R4

R3 9

R1 = B1

15

R2 5

R1

1

3

2

DISTANCIAS DESDE EL CENTRO HASTA LOS TIROS DEL CORTE

2

7

13

11

3 4

4

TAMAÑO DE EL CORTE

4

El valor de Sc denota el tamaño del corte o la distancia entre tiros dentro del cuadro.

4

4

3

SC3

SC 2 15

9 5

Sc1 = B1√2

1

SC 4

2

2 3 7

DISTANCIAS ENTRE TIROS DEL CORTE

13

11

3

4

4

TAMAÑO DE EL CORTE

CÁLCULOS SIMPLIFICADOS PARA CORTES QUEMADOS

PROFUNDIDAD DEL TIRO (H) La profundidad de los taladros, los cuales romperán hasta un 95% o más de su profundidad total, puede ser determinada con la siguiente ecuación:

H = (DH + 16.51 ) / 41.67 donde: H

=

Profundidad

(m)

DH

=

Diámetro del tiros

(mm)

PROFUNDIDAD DE AVANCE (L) (ESPERADA)

L = 0.95 H

TIROS AUXILIARES O DE PRODUCCIÓN

B = 0.012( 2 SGe / SGr + 1.5) De S = 1.1B T = 0.5B donde: S

=

Espaciamiento

B

=

Burden

(m)

T

=

Taco

(m)

TIROS DE ARRASTRE AL PISO

B = 0.012( 2 SGe / SGr + 1.5) De S = 1.1B T = 0.2B

TIROS DE CONTORNO (CUADRADORES Y ALZAS) Comúnmente detonados con voladura de recorte con taladros de 0.45 m a 0.6 m entre centros, de otra manera:

B = 0.012( 2 SGe / SGr + 1.5) De S = 1.1B T=B TIEMPO DE RETARDO DE LOS TIROS Los taladros de corte se disparan con por lo menos 50 ms entre periodos. Los taladros auxiliares se retardan con por lo menos 100 ms o con retardos LD. Los taladros del contorno (con voladura de recorte) se disparan con el mismo retardo. Los taladros de piso detonan al último.

EJEMPLO Un túnel rectangular con una sección de 8 metros de altura y 10 metros de ancho va a ser excavado con el método de corte quemado con tiro grande. El corte será cercano a la parte central del túnel. El tiro central vacío será de 102 mm y los taladros cargados serán de 28 mm de diámetro.

Todos los tiros del corte serán cargados con emulsión de 1.2 g/cm3. Se tienen disponibles cartuchos de emulsión de 25, 29 y 32 mm de diámetro. Se utilizará explosivo de precorte en los cuadradores y el techo, el espaciamiento de los tiros de recorte será de 0.6 m. La roca es un granito con una densidad de 2.8 g7cm3. El tiro de 102 mm se escogió para permitir un avance de por lo menos 95% en una profundidad de perforación de 3.8 m. Diseñemos la voladura.

CÁLCULO DE PARÁMETROS INDIVIDUALES: Llenando la tabla utilizando las fórmulas:

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Importantísimo… Marcación de la frente La marcación de la frente es una operación que, consiste en materializar en terreno, las referencias topográficas, es decir, puntos de coordenadas que definen el rumbo e inclinación que debe llevar la labor, las cuales según el avance que se vaya teniendo, deben ser desplazadas cada cierto intervalo de distancia.

La gradiente se proyecta en la frente, utilizando lienzas tomadas de los respectivos clavos topográficos, lo mas tensas posibles, de tal manera que no se distorsione la proyección.

Marcación teórica de la Línea de Gradiente

Marcación en Terreno de la Gradiente en la frente.

El centro se marca proyectando la línea generada por las dos plomadas en la frente, al momento de fijar la línea en la frente, las plomadas no deben moverse.

Marcación Teórica de la Línea Central

Otro método para marcar gradiente

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-IMPORTANTE-

Si la frente no tiene los clavos topográficos de centro y gradiente, no se debe marcar, a menos que se haga con apoyo topográfico.

Marcación del Diagrama de Disparo El diagrama de disparo consiste en un esquema grafico donde se señala la disposición de las perforaciones que permiten llevar una excavación en las dimensiones requeridas. El contorno de la labor debe marcarse con una línea segmentada y donde corresponde la perforación cruzar con una línea perpendicular.

La marca donde se perfora el tiro, siempre es un punto, en caso de una marca equivocada o que no corresponda, se borra o se marca con una X.

La forma de marcar una labor con techo horizontal, consiste simplemente en proyectar la gradiente de caja a caja y sobre esta línea medir la altura necesaria, para llegar a la altura de techo.

La forma de marcar una labor con techo circular, consiste en obtener 3 referencias : 1) La primera referencia consiste en proyectar en las cajas ( medida desde el piso ) , la misma medida que se genera desde el centro hacia las cajas. Esta referencia nos permitirá saber, el inicio y el termino del radio que forma el techo circular. 2) La segunda referencia a estimar para radiar el techo de la labor, se obtiene de la diferencia que se genera entre la altura y el semi-ancho de la labor, esta medida se proyecta en el centro de la labor, medida desde el piso. 3) La tercera referencia es el largo del pincelote, que corresponde al semi-ancho de la labor.

Sección de 5,0 x 4,1m : 1) 2,5m, distancia a medir en las cajas desde el piso, para estimar el inicio y termino del radio. 2) 4,1m – 2,5m =1,6m, distancia a medir en el centro desde el piso, para radiar el techo de la labor. 3) Largo del pincelote 2,5m.

Sección de 6,0 x 5,0m : 1) 3,0m, distancia a medir en las cajas desde el piso, para estimar el inicio y termino del radio. 2) 5,0m – 3,0m =2,0m, distancia a medir en el centro desde el piso, para radiar el techo de la labor. 3) Largo del pincelote 3,0m.

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Métodos a través de suelos y roca blanda

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Desarrollo de chimeneas

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Método Alimak

 Equipo: DTH  Tiros largos  Diámetros: 4,5’’ a 6,5’’

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f) Chimeneas con elevador Alimak

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EJECUCIÓN DE CHIMENEAS CON EL SISTEMA PEM (Plataformas y escaleras metálicas)

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PRINCIPALES CARACTERÍSTICAS PARA LA EJECUCIÓN DEL SISTEMA PEM • Para chimeneas de mayor altura, el desarrollo es en "H". El procedimiento debe llevarse a cabo comunicándose subniveles cada 20 metros y una adecuada ventilación auxiliar. • El diseño es específico. En rocas encajonantes: ore pass, fill pass, waste pass, pilotos de piques o inclinados, chimeneas de preparación sobre vetas, ventilación, servicios, drenajes, arranques en voladura de gran volumen, etc. • El emplazamiento del proyecto debe considerar rocas con un RQD mínimo de 60, cuya equivalencia con el Q de Barton es de 5,91, que en la tabla de clasificación del macizo rocoso representa una calidad de roca regular a buena. • El diámetro máximo recomendable de la chimenea debe ser 2,40 metros, con inclinaciones no mayores a 75°.

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Método de la rainura de barrenos vacíos Esta técnica, que se desarrolló en el avance de túneles y galerías, fue la que primero se aplicó en chimeneas con barrenos largos. Los barrenos se perforan con equipos de martillo en cabeza con diámetros entre 51 y 75 mm ensanchando los taladros centrales hasta 100 ó 200 mm de diámetro. Los barrenos se disponen, generalmente, en secciones cuadradas que se disparan por fases en tramos de 2 a 4 m; primero la zona de la rainuray a continuación las zonas de franqueo, Fig. 23.14, si bien cuando se posee una gran experiencia es posible ejecutar la voladura a plena sección utilizando detonadores de micro retardo en la rainura y de retardo en el arranque.

Debe evitarse el gran confinamiento de las cargas a fin de que no se produzca la sinterización de la roca. El cierre inferior de los barrenos se realiza con cualquiera de los métodos descritos en el Capítulo de Voladuras de Producción en Minería Subterránea, y el retacado se recomienda hacerla con agua para eliminar atascos. Los esquemas de los barrenos de rainura pueden estimarse con la siguiente expresión: S = D1+ 1,25 x D2 siendo: s = Espaciamiento entre barrenos (mm). D1 = Diámetro de los barrenos con carga (mm). D2 = Diámetro del barreno central vacío (mm). y los barrenos de las secciones de franqueo con la ecuación siguiente: s = 10 X D1 + 500 209

En cada sección el burden se aconseja que no sea mayor que la anchura del hueco contra el cual rompe cada barreno. Las concentraciones lineales de carga en los barrenos de rainura y arranque se determinan con las dos siguientes expresiones: q = 0,03 X D1 - 0,85 q = 0,0125 X D1 + 0,26. donde: q = Concentración lineal de carga (kg/m). D1 = Diámetro de los barrenos (mm).

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214

Método del cuele Cráter

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Chimeneas - VCR

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Consiste en abrir una cavidad de aproximadamente 1 m2con cinco barrenos de diámetros comprendidos entre 65 y 102 mm colocando las cargas de explosivo para que trabajen en forma de voladuras en cráter

Figura 23.16. Esquema de perforación en el método del cuele cráter. Una vez efectuado el cuele en toda su longitud se lleva a cabo la destroza, empleando los esquemas y las cargas indicadas en el método anterior.

218

Figura 23.17. Secuencia de encendido y distancia de las cargas a la cara libre.

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Figura 23.18. Esquema de voladura en chimenea con el método "VC».

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Las ventajas que ofrece este método frente al anterior son: - Menores costes de perforación y menor número de barrenos. - Mayor facilidad de carga del explosivo. - Ejecución de la chimenea en una sola fase y, por consiguiente, menor tiempo de excavación, y - Posibilidad de perforar con los equipos de producción de martillo en fondo

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Desarrollo de piques

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Pneumatic Jumbo

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VOLADURAS EN PIQUES Los métodos de ejecución de piques pueden dividirse en tres grupos: - Método de banqueo. - Método de espiral. - Métod0s de sección completa.

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Método de banqueo Este método es adecuado para pozos de sección cuadrada o rectangular. Consiste en perforar en cada pega la mitad del fondo del piso, que se encuentra a una mayor cota, dejando la otra mitad para la recogida de aguas, si fuera necesario, o como hueco libre. Las voladuras actúan como en pequeños bancos con un frente libre, desplazando el material hacia el hueco de la pega anterior.

El sistema de perforación suele ser manual con martillos neumáticos.

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Método de espiral Se aplicó inicialmente en Suecia y consiste en excavar el fondo del pozo en forma de una espiral, cuya altura de paso dependerá del diámetro del pozo y el tipo de terreno a fragmentar. Dentro de cada corte se vuela una sección de la espiral con un ángulo lo suficientemente grande como para que el tiempo que exige realizar un corte completo coincida con un múltiplo entero del tiempo de trabajo disponible.

Los barrenos en cada radio se perforan paralelos y con la misma longitud, ya que siempre existirá una cara libre que en cada posición desciende.

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Método de sección completa Los métodos de sección completa se utilizan con mucha frecuencia en la excavación de pozos tanto de sección rectangular como circular.

Las técnicas de disposición de los barrenos son diversas, pues de forma similar a lo que sucede en el avance de túneles y galerías, es necesario crear inicialmente con algunos barrenos una superficie libre, a no ser que se disponga de un taladro de gran diámetro o chimenea de expansión. Los tipos de voladuras empleados son: con cuele en «V», cónico, paralelo y con barreno de expansión.

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Los cueles en «V» se aplican a los pozos con sección rectangular. Los planos de los diedros formados por los barrenos inclinados entre 50° y 75°, deben tener direcciones paralelas a las discontinuidades, a fin de aprovecharlas en el arranque. Los cueles cónicos son los más empleados en los pozos circulares, debido, por un lado, a la facilidad con que se puede mecanizar la perforación de los barrenos y por otro, al menor consumo de explosivo con respecto al cuele de barrenos paralelos. Los taladros se disponen formando en la parte central diversas superficies cónicas invertidas tal como se indica en la Fig. 23.4.

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Próximas 3 diapositivas

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Los cueles en «V» se aplican a los pozos con sección rectangular. Los planos de los diedros formados por los barrenos inclinados entre 50° y 75°, deben tener direcciones paralelas a las discontinuidades, a fin de aprovecharlas en el arranque. Los cueles cónicos son los más empleados en los pozos circulares, debido, por un lado, a la facilidad con que se puede mecanizar la perforación de los barrenos y por otro, al menor consumo de explosivo con respecto al cuele de barrenos paralelos. Los taladros se disponen formando en la parte central diversas superficies cónicas invertidas tal como se indica en la Fig. 23.4. 238

No pueden darse pues unas reglas concretas para las dos variables de diseño citadas, ya que será preciso ajustarlas en cada caso. A título de ejemplo, el número de barrenos necesarios en la ejecución de una gran cantidad de pozos en Sudáfrica, utilizando cargas de 32 mm de diámetro, puede estimarse con la siguiente expresión (Espley-Jones y Wilson, 1979): NB= 2 Dp2+ 20 siendo: NB = Número de barrenos sin incluir los de contorno si se realizan voladuras especiales. Dp = Diámetro del pozo (m) 239

En cuanto a la profundidad de perforación en cada pega, Wild (1984) recomienda partir de los valores indicados en la Fig. 23.5. Este mismo autor aporta un gráfico sobre el consumo específico de explosivo en función de las dimensiones de los pozos. Fig. 23.6.

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Una variante de la anterior la constituyen las voladuras con barreno central de gran diámetro o chimenea. En estos casos se dispone de una cara libre más efectiva que favorece la rotura y desplazamiento de la roca, así como su carga.

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En lo referente a los explosivos, si se utilizan encartuchados, la relación entre el diámetro de los barrenos y el calibre de los cartuchos pequeños debe estar entre 1,2 Y 1,25, o disponer de una holgura de unos 10 mm en los grandes. El empleo de hidrogeles a granel es el sistema ideal para reducir el número de barrenos o aprovechar al máximo la perforación. La conexión de los detonadores se realiza en la mayoría de los casos en paralelo, disponiendo los circuitos en forma de anillos. Fig. 23.9.

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Largo del pozo. El largo es diferente de la profundidad del pozo; ésta es la distancia más corta entre la cara libre y el final del pozo (La inclinación del pozo crea esta diferencia) El largo del pozo tiene que justificarse en 3 aspectos:

1.Como un factor que se determina por condiciones geológicas y de minado (por ejemplo el tipo de roca, el flujo de agua, diámetro) 2. Se determina de acuerdo a la tecnología de perforación y tronadura aplicada (por ejemplo el equipo de perforación, material explosivo). 3. El largo de los pozos se determina de acuerdo a la organización de la corrida del pique, que consiste de una secuencia como la que sigue: perforación + extracción de la pila + revestimiento. Pozos más cortos se eligen cuando se planifica un ciclo por turno en vez de uno por día. Lo más deseable es que el largo asegure un avance unitario con un mínimo de tiempo y costo. Un largo de pozo óptimo se debe determinar del principio del costo mínimo. Los principales contribuyentes al costo son la perforación de pozos, explosivos y la extracción, dependiendo de la profundidad del disparo. 245

Cavernas

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