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UNIVERSIDAD NACIONAL DEL CENTRO DEL PERU FACULTAD DE INGENIERIA DE MINAS

“CURSO DE ACTUALIZACION EN INGENIERIA DE MINAS 2015 - I”

VOLADURA DE ROCAS DOCENTE:

Dr. VICTOR AMES LARA 2015

TECNOLOGIA DE EXPLOSIVOS INTRODUCCIÓN A LA TECNOLOGIA DE EXPLOSIVOS DEFINICIONES Las siguientes definiciones son consideradas útiles en el tratamiento de la tecnología de explosivos. Combustión o Quemado de una sustancia condensada, significa una reacción exotérmica que toma lugar en la superficie de los granos que componen el material. Esta reacción es mantenida por el calor transmitido de los productos gaseosos de la reacción. Detonación es una reacción exotérmica específica la cual está asociada con una onda de choque. La reacción química empieza debido al calor, el cual es un resultado de la compresión por la onda de choque. La energía liberada en la reacción mantiene la onda de choque. Una característica muy importante de la detonación es que los productos de la reacción tienen inicialmente una densidad mas alta que la sustancia sin reacción. Explosión es una rápida expansión de la sustancia en un volumen más grande que su volumen original. ONDAS DE CHOQUE /ESFUERZO EN EL MEDIO CIRCULANTE GASES DE EXPANSIÓN PLANO DE CHAPMAN- JOUGUET ZONA PRINCIPAL DE REACCIÓN

DIRECCIÓN DE DETONACIÓN

EXPLOSIVO INTACTO FRENTE DE CHOQUE EN EL EXPLOSIVO

SUB-PRODUCTO ESTABLES PRINCIPALMENTE GASES

DETONACION SUSTANCIAS EXPLOSIVAS El término “explosivo” alcanza una rango muy amplio de químicos. Un explosivo es un compuesto químico o una mezcla de compuestos químicos a los cuales cuando se les da un estímulo correcto (o incorrecto) ellos sufren una reacción química violenta exotérmica. Un explosivo puede quemar o detonar de acuerdo al método de

iniciación o la cantidad del material involucrado. De acuerdo a Taylor si la masa de explosivo es pequeño, la iniciación térmica usualmente lleva al quemado. Sin embargo si la masa excede un valor crítico es posible que el quemado alcance a ser tan rápido que la onda de choque se propaga y la detonación ocurre. La masa crítica depende del tipo de explosivo.

SUSTANCIA EXPLOSIVA

QUIMICA INDUSTRIAL PARA EL NO USO DE EXPLOSIVO

EXPLOSIVOS

PROPULSORES

EXPLOSIVOS

PRIMARIOS

PIROTÉCNICOS

SECUNDARIOS

MILITARES

COMERCIALES

Figura: Tipos de sustancias explosivas Explosivos iniciadores (o primarios). Explosivos tales como el fulminato de mercurio, Hg(ONC) 2, el cual fue usado en los detonadores iniciales, o azida de plomo Pb(N 3)2, usado comúnmente en detonadores, son típicos de este tipo de explosivos. En esta categoría, el quemado resulta en una detonación aún en cantidades pequeñas. Los explosivos primarios son muy peligrosos porque ellos son iniciados rápidamente mediante contacto directo con la llama o chispa eléctrica. Ellos imponen problemas significativos en la manufactura por lo que un cuidado extremo tiene que ser tomado para controlar el medio ambiente y el crecimiento de los cristales de estas sustancias. Explosivos secundarios. Ellos son llamados altos explosivos también. Éstos son menos fáciles de detonar; sin embargo, los mismos son más manipulables en cantidades mayores que los explosivos primarios Los altos explosivos típicos son: TNT (C 7H5N3O6), RDX (C3H6N6O6), PETN (C5H8N4O12), etc. Explosivos comerciales. Usualmente ellos son mezclas basadas en nitrato de amonio (NH 4NO3). Ellos son considerados ser más seguros que los altos explosivos. Sin embargo se debería ser un poco mas cuidadoso de modo que uno interprete los datos de sensibilidad disponible apropiadamente. El tamaño de la muestra en muchos ensayos es pequeño y la forma del explosivo no es representativa en su forma al granel.

Además los explosivos comerciales son típicamente explosivos compuestos con combustible y oxígeno en diferentes moléculas los cuales son llevados a su proximidad en el proceso de mezclado. Por esta razón sus performances son substancialmente diferentes que el performance de los explosivos militares. Los explosivos comerciales son manufacturados de modo que ellos son balanceados en oxígeno. Como un resultado los gases que son producidos son no tóxicos y la energía de la reacción entre el oxidante y el combustible es utilizado totalmente. El balance de oxígeno de los compuestos ricos en oxígeno es expresado en porcentaje en peso como la cantidad de oxígeno liberado como un resultado de la conversión completa del material explosivo a CO 2, H2O, Al2O3, etc. (balance de oxígeno positivo). Si la cantidad de oxígeno es insuficiente para la reacción de oxidación, la cantidad de oxígeno necesitado (otra vez como porcentaje en peso) es reportado con un signo negativo. Ejemplo: RDX (C3H6N6O6). Para convertir el material a CO 2, N2, H2O, el oxigeno es necesario. Esto podría ser expresado como: C3H6N6O6 + 3/2 O2  3CO2 + 3H2O + 3N2 En otras palabras 48 gramos de oxígeno es necesario por mol de RDX o en porcentaje en peso 21,6%. Por lo tanto el balance de oxígeno de RDX es -21,6%. Tabla: Efecto del Balance de Oxígeno en los Productos de la Detonación del AN/FO Productos Concentración (moles/kg. de explosivo) H20 26,4 27,5 27,2 N2 9,3 11,8 11,2 NO 2,7 0,0 0,0 CO2 2,1 3,9 2,7 CO 0,0 0,0 1,1 CH4 0,0 0,0 0,2 H2 0,0 0,0 1,9 NH3 0,0 0,0 0,1 Balance de Oxígeno (%) +9,0 0,0 -16,2 Considerando los productos de la reacción es útil descomponer las moléculas reactantes en átomos individuales de los componentes. Estos átomos podrían ser asumidos para recombinar y generar los productos de la reacción. Los criterios usados son:  Todo el nitrógeno forma N2.  Todo el hidrógeno se combustiona para H20.

   

Cualquier oxígeno dejado es usado para quemar carbono para CO. Cualquier oxígeno dejado es usado para quemar CO a CO 2. El oxígeno sobrante forma O2 y óxidos de nitrógeno. Si el aluminio está presente se oxidará para Al 2O3 antes que la formación de agua.

Si consideramos el ejemplo anterior del RDX, los productos de la reacción deberían estar de acuerdo a la siguiente ecuación: C3H6N6O6  3N2 + 3H2O + 3CO Si los productos de la detonación pueden ser predeterminados, luego el calor de detonación puede ser determinado de la Ley de Hess: Q = Σ Hf 0 (productos) - Σ Hf 0 (reactantes) Donde: Σ Hf 0 se refiere al calor de formación en condiciones normales. Si los productos combustibles de la detonación son formados, ellos se mezclan con el aire atmosférico y puede quemarse produciendo una bola de fuego. Esto es típico en el caso de explosivos aluminizados los cuales producen hidrógeno y explosivos con balance bajo de oxígeno que producen carbón y monóxido de carbono. PROCESO DE DETONACIÓN INTRODUCCIÓN De acuerdo a Persson el estado estable de la detonación a lo largo de una carga cilíndrica puede ser considerado como un proceso de auto propagación en el cual el efecto compresivo axial de la discontinuidad del frente de choque cambia el estado del explosivo de modo que la reacción exotérmica se ajusta con la velocidad requerida. Esta reacción en explosivos líquidos homogéneos tal como la nitroglicerina es completada en un intervalo de tiempo del orden de 10-12 segundos. En altos explosivos, tales como el RDX y PETN es completada en cerca a 1µseg. En explosivos compuestos que contienen AN los tiempos de reacción son considerablemente largos resultando en zonas de reacción largas y de performance no ideal. ONDAS DE CHOQUE El concepto de onda de choque es fundamental en la física de la detonación. Para entender el concepto permítannos considerar la curva de esfuerzo-deformación en una deformación uniaxial.

Curva de esfuerzo deformación en una deformación uniaxial. La velocidad del sonido en el material puede ser expresado por la siguiente ecuación: c=S/

(1)

Donde: S =dσ/d

(2)

y  es la densidad, σ es el esfuerzo y  la deformación. Aparentemente en la región OB (región elástica) la velocidad de la onda es constante, mientras que en la región plástica esto se incrementa con el esfuerzo (o presión). En las regiones de la curva que están localizadas sobre C (típico cuando se trata con cargas explosivas), las ondas de choque son formados. Para visualizar la formación de la onda de choque permítannos considerar la onda de presión de la figura siguiente:.

Presión

3 2 1

(a)

(b)

(c)

Distancia

Formación de ondas de choque ONDAS DE DETONACION Obviamente una onda no sostenido se atenuará. Sin embargo, es bien conocido que las ondas de detonación son estables.

De aquí se puede obtener la presión de detonación. P2=1(D2/4) Además la presión para un explosivo completamente acoplado (estado de explosión) es la mitad de la presión de detonación. Así: Pe=P2/2 La conservación de la energía es expresada mediante la siguiente ecuación: E2 - E1 = ½ (P1+P2)(V2 - V1) Esto es conocido como la ecuación de Rankine-Hugoniot. Se requiere también de la ecuación de estado de los productos de la reacción del explosivo. ECUACIONES DE ESTADO Ecuaciones de Estado productos gaseosos La correcta descripción de los gases de detonación es uno de los puntos clave en el cálculo termodinámico de explosivos, de hecho según Fried & Souers (1996) la descripción precisa de la ecuación de estado de los gases es una de las partes más complicadas del problema termodinámico de explosivos. Ecuación BKW (BKW) tiene una larga y venerable historia en el campo de los explosivos. Aunque su planteamiento inicial data de los años 1920, su aplicación a los explosivos no se llevó a cabo hasta los años 1960, en los que se desarrolló en el Laboratorio de Los Alamos un intenso trabajo de calibración de sus parámetros. La expresión de la ecuación BKW es: Pv  1  Xe X RT

Donde β es una constante, y X:

X 

K Vg (T   )

vs es el volumen molar y a y 8 constantes. K es un covolumen, definido como: K  kxi ki

donde K es una constante, x¡ la fracción molar y k¡ el covolumen de cada especie gaseosa Las anteriores ecuaciones básicas no son suficientes para calcular las cantidades desconocidas detrás del frente de detonación (energía, densidad, velocidad de detonación, presión y velocidad de partícula) Otra condición es necesaria. Esto es la hipótesis de Chapman-Jouguet que dice que la velocidad de detonación es igual a la velocidad del sonido en el lugar más la velocidad de la partícula en el estado de detonación. Por lo tanto: VODCJ = C + Up PROPIEDADES DE LOS EXPLOSIVOS INTRODUCCIÓN Los explosivos son usados en el campo bajo una variedad de condiciones. Con las técnicas de carguío actual ellos pueden ser bombeados o cargados al granel en los taladros, simplificando las operaciones pero, al mismo tiempo, permitiendo que los explosivos sean afectados directamente por el medio ambiente de los taladros. El explosivo en estos casos no puede ser asumido de ser “puro” con características uniformes. Este podría ser afectado por el medio ambiente y las condiciones del campo y este efecto podría modificar el performance, sensitividad y espectro de humos. 1 2

3

VOD

FRENTE DE DETONACIÓN

1  2

3 DIÁMETRO

Frente de detonación a varios diámetros y VOD vs diámetro. Es por esto muy importante conocer los parámetros que afectan el performance de los explosivos y esto también es de igual importancia para ser capaz de evaluar el

performance en el campo y realizar las decisiones correctas con respecto al uso del explosivo. Seguidamente los más importantes parámetros de los explosivos y los factores que influencian en ellos son discutidos en detalle. Los métodos de medición son delineados y la interpretación de los resultados de las mediciones es presentado. VELOCIDAD DE DETONACION Esta es aquella al cual el frente de detonación se mueve a través de una columna explosiva. Esta velocidad varía de 2400 a 7950 m/seg., para la mayoría de los explosivos comerciales. La onda de detonación empieza en el punto de iniciación de la columna explosiva y viaja a una velocidad supersónica. La velocidad de detonación se puede incrementar de las formas siguientes: 1. Aumentando el diámetro de carga. 2. Incremento de densidad (no en exceso). 3. Disminuyendo el tamaño de las partículas. 4. Proveyendo un buen confinamiento. 5. Alta relación de acoplamiento. 6. Usando iniciador más grande (aumenta la velocidad de detonación pero no altera la velocidad estable) PRESION DE DETONACION La presión de detonación es una medida de la presión de la onda de detonación, es una función de la velocidad de detonación y densidad, se puede determinar por la teoría de la termohidrodinámica o por la fórmula siguiente: P2 = δ D2 /4 Donde: P2 = presión de detonación. δ = densidad D = Velocidad de detonación. Los valores obtenidos son aproximaciones, debido a que no es posible medir la presión de detonación, porque la altísima presión de choque en el frente de detonación destruiría cualquier dispositivo de medición. Esta presión varía de 5 a 150 Kbar. PRESION DE TALADRO También, es conocido como presión de explosión. Este es la presión ejercida sobre las paredes de los taladros, por expansión de los gases de la detonación después de haber completado la reacción química. Es función del confinamiento, cantidad y temperatura de los gases de la detonación. Se considera que esta presión es 50% de la presión de detonación, aunque también puede variar desde 30% hasta 70%. Lo cual demuestra que no hay una relación adecuada.

FRENTE DE DETONACIÓN

PRODUCTOS

FRENTE DE DETONACIÓN PRODUCTOS CONFINAMIENTO

Efecto del confinamiento CLASE DE HUMOS

HUMO litro/kg

Esto es una medida de la cantidad de gases tóxicos principalmente CO y óxidos de nitrógeno, producidos por la detonación de una mezcla explosiva. Un explosivo debe producir un volumen de gases de 2.5 pies3/lb como máximo.

8 6 4 2 -200

-100

0

100

200

NOx CO

Efectos del balance de oxígeno en el humo del AN/FO ( δ =0,9g/cm3) ENERGIA DE LOS EXPLOSIVOS Los explosivos son sustancias que rápidamente liberan su energía química como calor para formar productos gaseosos y sólidos en descomposición a altas temperaturas y presiones. El calor y los productos densos de la detonación producen ondas de choque en el medio circundante y en su expansión imparte energía cinética hacia a dicho medio. La energía, o calor, liberado por la reacción química del explosivo éste mismo y sus productos de la reacción son llamados comúnmente “calor de detonación” y es calculado por la siguiente fórmula: Q = Hf productos - Hf reactantes Donde H es calor de formación. POTENCIA

La potencia es el trabajo útil realizado por un explosivo. Está relacionado al contenido de su energía. Potencia Absoluta por Peso (AWS) Esta es la medida de la cantidad de energía disponible (en calorías), en cada gramo de explosivo. Ejemplo: la AWS del ANFO es 900 cal/g. Potencia Absoluta por Volumen (ABS) Esta es le medida de la cantidad de energía disponible (en calorías) en cada centímetro cúbico de explosivo. Esto se obtiene multiplicando la AWS por la densidad del explosivo. ABS = AWS x δexplosivo Potencia Relativa por Peso (RWS) Esta es la medida de la energía disponible de explosivo comparado a un peso igual de ANFO. Esta se calcula dividiendo la AWS del explosivo por la AWS del ANFO y multiplicado por 100. RWS 

AWS exp losivo x100 AWS ANFO

Potencia Relativa por Volumen (RBS) Esta es la energía disponible por volumen de explosivo comparado a igual volumen de ANFO, con una densidad de 0,85 g/cc. Esto se calcula dividiendo la ABS de un explosivo por la ABS del ANFO y multiplicado por 100. RBS 

ABS exp losivo x100 ABS ANFO

DENSIDAD La densidad de una mezcla explosiva se expresa generalmente en g/cc o TM/m 3. En los explosivos granulares la densidad y la energía están correlacionados; la energía aumenta con la densidad, como en el caso de la dinamita. En los explosivos basados en agua, la densidad y la energía no están relacionados, dos emulsiones con la misma densidad pueden variar considerablemente en la entrega de energía. En rocas densas se debe usar explosivos densos porque incide en la velocidad de detonación. RESISTENCIA AL AGUA Esta es la capacidad de un explosivo para permanecer en el agua sin perder su sensitividad y eficiencia. De acuerdo a la resistencia al agua, los explosivos pueden clasificarse de la manera siguiente: TABLA CLASE HORAS 1 Indefinido 2 32-71 3 16-31 4 8-15 5 4-7

6 7

1-3 menos de 1

BRISANCE O PODER ROMPEDOR Este es el efecto demoledor que aplica el explosivo sobre una roca para iniciar su rompimiento. Esto significa fracturar y es efecto destructivo para fragmentar una roca, es el resultado de la descomposición casi instantánea del explosivo. Se considera proporcional a su densidad de carga, presión en la zona de reacción y la velocidad de detonación. SENSIBILIDAD Y SENSITIVIDAD Sensibilidad es la susceptibilidad de un explosivo a ser iniciado. Esta varía de acuerdo a los ingredientes, tamaño de partículas, densidad, diámetro del taladro, agua, etc. La sensitividad es la capacidad de un explosivo a propagar la detonación a través de la columna explosiva; está relacionada al diámetro crítico. CARACTERISTICAS DE SEGURIDAD Los explosivos deben responder adecuadamente a los ensayos mecánicos, de calor y estímulo eléctrico, en condiciones de procesamiento y uso comunes al medio de trabajo. ESTABILIDAD DE LA TEMPERATURA La temperatura en el que el explosivo es almacenado puede tener un efecto de perjudicar su performance durante su uso. VIDA EN ALMACENAJE Esto es importante porque el explosivo en muchos casos puede ser conservado durante mucho tiempo, frecuentemente bajo condiciones desfavorables tales como calor, frío y humedad antes de su uso. EXPLOSIVOS EXPLOSIVOS QUIMICOS INGREDIENTES DE LOS EXPLOSIVOS QUIMICOS Los principales reactantes en un explosivo químico son los combustibles y los oxidantes. Combustibles Los combustibles comunes en los productos comerciales son el petróleo, carbón aluminio, TNT, nitroglicerina, pólvora, nitrato de monometilamina y el nitrato aminomenoetanol. Los combustible frecuentemente cumplen la función de sensibilizadores. Las esferas de vidrio son algunas veces añadidos para mejorar la sensibilidad.

Oxidantes El oxidante más común es el nitrato de amonio, aunque también son usados el nitrato de sodio y el nitrato de calcio. Otros ingredientes Además de los combustibles y oxidantes, en la elaboración de los explosivos se utilizan el agua, gomas, espesadores y agentes enlazadores usados en los slurries, gelatinizadores, densificadores, antiácidos, estabilizadores, absorbentes, etc. En los explosivos moleculares tales como la nitroglicerina, TNT, PETN, el combustible y el oxidante son combinados en el mismo compuesto. En la figura se puede observar la historia y composición de los principales explosivos comerciales desde la aparición de la dinamita. También, el nitrato de amonio cada vez es mas usado y alcanza gran importancia como principal ingrediente. NITRATO DE AMONIO Y TNT

AN/FO

EXPLOSIVO S TIPO GEL

EMULSIONES

AN/FOs PESADOS

1864

1820/1940

1950/1960

1965/1975

1968....

1980....

NITROGLICE RINA

T.N.T.

5 %- 15%

10% - 15%

AN 30%-90% ASERRIN,ETC 0% -5%

AN 65%-80% ASERRIN,ETC 0% -5%

AN 94,5% FO 5,5%

AN 50%-85% FO,AL 5%-8% AGUA 8% 15%

DINAMITA

AN 70%-90% FO,CERA 4%10% AGUA 8% 15%

AN 80%-95% FO,CERA 4%10% AGUA 2% 10%

Figura Historia y composición de las mezclas explosivas EXPLOSIVOS FÍSICOS El efecto explosivo se puede lograr también oxidando violentamente materiales orgánicas porosas impregnadas con oxígeno líquido. Se fabrican embebiendo oxígeno licuado en aserrín, polvo de aluminio, polvo de carbón, corcho finamente molido, etc. Con un iniciador se inflama la carga transformándose rápidamente en CO2, Al2O3, etc. y produciendo un gran desprendimiento de calor. Por kilogramo de mezcla explosiva se liberan 2 200 kcal (C + O 2) o 3 865 kcal (Al + 1,5 O 2), mientras que el kilogramo de nitroglicerina pura solo 1 600 kcal. EXPLOSIVOS BASADOS EN NITRATO DE AMONIO INTRODUCCIÓN El nitrato de amonio es un ingrediente esencial en la mayoría de los explosivos comerciales, como en las dinamitas, emulsiones, anfo pesado, water gels, etc.

Las propiedades explosivas del AN fue usada en 1867 por Alfred Nobel para reemplazar parte de la nitroglicerina en la dinamita. El uso del AN como un ingrediente típico, fue solo en la fabricación de la dinamita; hasta que en 1955 H.B. Lee y R.L. Akre patentaron como un explosivo, a la mezcla del AN-grado fertilizante y un combustible sólido (carbón) como sensibilizador. Posteriormente el combustible sólido, fue reemplazado por el petróleo, naciendo con ello el ANFO como un agente de voladura. Durante la década del 60 el AN/FO empezó a reemplazar a la dinamita en los taladros secos debido a su bajo costo, manipuleo seguro y carguío rápido. La energía entregada por el ANFO, es mejorada con la adición de partículas de aluminio, dando como resultado un nuevo agente de voladura, conocido con el nombre de ANFO aluminizado. Posteriormente, a partir de los años sesenta del siglo pasado se desarrollaron las emulsiones que son sustancias explosivas enérgicas muy resistentes al agua. Uno de los adelantos más significativos sobre el ANFO básico, es el desarrollo de las mezclas ANFO-EMULSION, conocido también como el Heavy ANFO (ANFO pesado). Estas mezclas están siendo usadas en muchas operaciones, obteniéndose mejor performance y fragmentación, que otras mezclas explosivas. En la figura 4.1 se puede observar los parámetros que influencian en el performance de los explosivos secos (ANFO) y bombeables (emulsión y ANFO pesado). COMPONENTES QUÍMICOS QUE FORMAN LA MEZCLA EXPLOSIVA

CALOR DE EXPLOSIÓN

VOLUMEN DE GASES

CONSISTENCIA DEL EXPLOSIVO

TAMAÑO CRÍTICO DE LA CARGA

TAMAÑO DE PARTÍCULA

TAMAÑO DE CARGA DE EXPLOSIVO

DENSIDAD DEL EXPLOSIVO

POTENCIA RELATIVA POR VOLUMEN

VELOCIDAD DE DETONACIÓN

PERFOMANCE

PRESIÓN DE DETONACIÓN

Figura 4.1 Parámetros que influyen en el perfomance de explosivos secos y bombeables AN/FO Al inicio de la década de los 50, se descubrió que al mezclar el petróleo diesel N° 2, en una proporción entre 5.5% a 6.0% por peso con el AN, se producía un agente de voladura práctico y económico. Esta relación óptima provee la mejor performance explosiva y pocos humos tóxicos después de la voladura. Es importante señalar que no se debe emplear el petroleo N° 1, kerosene y gasolina por que incrementan el peligro de la explosión del vapor debido a su volatilidad y bajo punto de iniciación; tampoco debe utilizarse el petroleo crudo, por que podría contener impurezas volátiles e incluir partículas arenosas que aumentarían la sensitividad. Performance del ANFO El ANFO, genera una presión de detonación, y una buena presión de taladro que mayormente, da como resultado un buen lanzamiento del burden.

La liberación de energía disponible del ANFO es afectada por: - Tamaño y distribución de las partículas del AN. - Contenido de petróleo. - Grado de confinamiento - Diámetro de la columna explosiva. - Sistemas de iniciación. - Humedad. - Líneas descendentes de cordón detonante. La velocidad de detonación es un indicador de la calidad de la mezcla explosiva. Generalmente, a mayor velocidad de detonación, la liberación de la energía disponible es alta. La velocidad de detonación en diferentes diámetros de taladro, se aprecia en la Tabla 5.1. TABLA Velocidad de detonación del ANFO para varios diámetros de taladro  (pulg.) 1 ½” 2 ½” 3” 6 ½” 9” 15”

VOD (pies/seg) 8 000 11 600 12 000 13 900 14 500 15 000

*Carguío Manual El balance de oxigeno adecuado es cuando la mezcla contiene 5.5% de petróleo y 94.5% de AN por peso. Cualquier desviación del balance de oxígeno en el ANFO dará como resultado una pérdida de energía en la voladura. Las mezclas explosivas que contienen menos del 5.5% de petróleo, pierden mayor energía por la formación de gases nitrosos. En aquellas mezclas que contienen mayor cantidad de petróleo diesel No. 2 existe menor pérdida de gases por la presencia de monóxido de carbono. El AN/FO, genera una presión de detonación, y una buena presión de taladro que, da como resultado en la mayoría de las veces un buen lanzamiento del burden. La parte negativa del AN/FO es su baja resistencia al agua, por ser muy higroscópica. AN/FO ALUMINIZADO El aluminio se agrega al agente de voladura ANFO, al granel en diferentes proporciones que oscila por lo general entre 5% a 10% en peso, a esta mezcla se denomina AN/FO aluminizado. El Aluminio es un combustible altamente energético, e incrementa la liberación total de energía, la potencia por volumen, la presión y la temperatura de detonación del explosivo, pero; no es apreciable el decremento de la velocidad de detonación.

La reacción del aluminio durante la detonación da como resultado la formación de óxidos sólidos y se forman productos no gaseosos conteniendo aluminio. El volumen total de gas generado por éste explosivo es reducido; por lo tanto la presión de detonación es mayor. El calor de formación del óxido de aluminio es de 16.26 MJ/Kg.,y resulta que el calor de explosión aumenta a medida en que la temperatura de los gases se incrementa. Esta temperatura muy alta del gas ayuda a compensar la reducción en el volumen del mismo; por que un volumen dado de gas, puede hacer más trabajo a medida que la temperatura es incrementada. TABLA Potencias relativas por peso y potencia relativa por volumen del AN/FO aluminizado Explosivo Densidad Potencia relativa Potencia (g/cc) por peso (RWS) relativa por ANFO=100 volumen (RBS) ANFO=1,00 AN/FO 0,85 100 1,00 Al/AN/FO 5% Al 0,88 112 1,16 Al/AN/FO 10% Al 0,91 123 1,32 Al/AN/FO 15% Al 0,94 134 1,48 EMULSIONES Introducción Las dinamitas basadas en NG poseen pobres características de seguridad durante su manufactura, transporte y uso. Para esta razón el uso de las dinamitas está disminuyendo con el tiempo. Explosivos más seguros los están reemplazando gradualmente. Los productos reemplazantes han sido el AN/FO, slurries y emulsiones. El AN/FO tiene una baja densidad el cual limita su energía de voladura. También este tiene una pobre resistencia al agua y no puede ser usado en taladros que contienen agua, a menos que sea encartuchado en contenedores que eviten el agua. Los slurries aparecieron en los 1950 debido a la necesidad de un explosivo que tenga buena resistencia al agua y una alta potencia por volumen. Varios tipos de explosivos slurries han sido desarrollados, desde slurries sensibilizados como altos explosivos hasta no explosivos, productos sensibilizados sin metal. Algunos de estos slurries contienen sensibilizadores líquidos no explosivos (monometil amino nitrato, mononitrato glicol etileno, nitrato etilamina). Se puede decir que los slurries comprenden un componente oxidante, principalmente nitrato de amonio, un componente combustible disperso o disuelto en un medio acuoso continuo, el cual es espesado usualmente por goma guar (gum guar), y, donde se requiere un performance alto se necesita que contenga sensibilizadores. Una composición química de un slurry NCN es el siguiente: COMPOSICIÓN TÍPICA DE UN SLURRY NCN Fase continua Agua 15-20% Sales inorgánicas 65-80% Agente enlazante - goma 1-2% Fase discontinua Petróleo 2-5%

Agente gasificante 0,2% Una seria desventaja de los slurries es el hecho que ellos no detonan idealmente aún en taladros grandes. Esto es un resultado de la rudeza (tosco) de su mezcla el cual hace que la reacción del proceso sea incompleta dentro de la onda de detonación. Para mejorar esto y otras desventajas de los explosivos slurries la próxima etapa en el desarrollo de los explosivos comerciales fue la invención de los explosivos emulsión. Composición química de los explosivos emulsión Un explosivo tipo emulsión comprende principalmente de sales inorgánicas oxidante, combustibles orgánicos insolubles en agua, un emulsificante y un agente de volumen (bulking agent). La fase de aceite combustible es la fase externa o fase continua, mientras que la fase de sal oxidante es discontinua. Esta fase discontinua comprende de gotas pequeñas sobresaturadas suspendidas en la fase aceitosa continua. El agente de volumen es añadido para controlar la densidad como una tercera fase dispersa en la emulsión básica. Esto puede ser burbujas de aire ultrafinos o burbujas artificiales hechos de vidrio, resina, plástico, etc. El agente emulsificante reduce la tensión superficial y la energía requerida para crear nuevas superficies. Por consiguiente esto ayuda al proceso de subdivisión y dispersión de tas gotas en la fase continua. El agente emulsificante también reduce el rango de coalescencia revistiendo la superficie de gotas con una capa molecular de agente emulsificante. Una composición típica de un explosivo tipo emulsión es dado el siguiente: COMPOSICIÓN TÍPICA DE EMULSIÓN Fase discontinua Agua 10-22% Sales inorgánicas 65-85% Vacíos 1-2% Fase continua. Combustible 3,5-8% Emulsificador 0,8-1,2% El componente combustible carbonáceo de la fase continua puede incluir hidrocarburos parafínicos, oleofínicos, naftánicos, aromáticos, saturados o no saturados. El combustible carbonáceo es. un combustible emulsificable inmiscible con el agua que es líquido o liquefactable en una temperatura de 90°C. Sin embargo cierto porcentaje del componente debería ser una cera o un combustible, o una mezcla de ellos. Ceras que tengan un punto fusión suficientemente alto pueden ser usados. Tales ceras incluyen ceras micro cristalinas, ceras parafina y ceras mineral. Se ha encontrado que emulsiones más estables pueden ser obtenidos usando una mezcla de una cera micro cristalina y cera parafina. Combustibles adecuados usados son los diversos combustibles de petróleo. La viscosidad del combustible no es tan importante para las emulsiones. La emulsión puede contener combustibles auxiliares tales como aluminio, alloys de aluminio, magnesio, etc.

Los emulsificadores usados son agua en emulsificadores combustible tales como oléate de sodio, sorbitan monolaurate, sorbitan monostereate y triestearate de sodio. La fase acuosa discontinua contiene sales inorgánicas oxidantes disueltas en agua. La sal inorgánica oxidante consiste principalmente de nitrato de amonio. Sin embargo otro nitrato inorgánico tal como el nitrato de sodio, o un perclorato inorgánico tal como el perclorato de amonio o una mezcla de ellos pueden utilizados en la formulación. Se ha encontrado que generalmente la presencia de un material tal como el nitrato de sodio permite grandes cantidades de sal oxidante a ser disueltos en una temperatura dada influenciando a la densidad final de la emulsión. El gas forma una fase discontinua en la emulsión. Esto podría ser en la forma de burbujas de gas, los cuales son introducidos mediante agitación, inyección o medios químicos, o en la forma de celda cerrada, material conteniendo vacíos tales como esferas plásticas, esferas de perlita o micro esferas de vidrio vacíos. La función del gas o del material que atrapa el gas es reducir la densidad de la emulsión. Cualquier gas puede ser usado para tal propósito. Sin embargo si un gas combustible o un material que atrapa material combustible es usado, se debería incluir en el cálculo para el combustible total. El tamaño usual de las micro esferas de gas es de 60-70 um. La distribución de su tamaño está entre 40 y 100 um. Micro esferas muy pequeñas no actúan como puntos calientes., durante la detonación, sino como ingredientes sólidos. De igual manera micro esferas de paredes gruesas son más difíciles de colapsar y no son eficientes como aquellos de paredes delgadas. Las micro esferas pueden ser usadas en explosivos emulsiones pero no en un proceso continuo. La razón para eso es que un proceso continuo requiere un mezclador con acción de corte el cual destruye las microesferas plásticas, Recientemente, se han realizado esfuerzos para reemplazar las micro esferas de vidrio con micro esferas de perlita, las cuales son más baratas. Sin embargo los explosivos tipo emulsión contienen micro esferas de perlita proveídos para ser menos sensibles que aquellos que contienen esferas de vidrio. La razón para eso es que las burbujas de perlita no son esferas, sus vacíos están conectados unos con otros y algunas veces ellos no proveen una cavidad sellada para actuar como un punto caliente. Debido al tipo de mezcla en las emulsiones, la fase acuosa oxidante es protegida mediante una fase continua de petróleo. Po lo tanto la evaporación del agua durante el almacenamiento es prevenido y la penetración del agua desde la parte extema en la emulsión básica es inhibida. De acuerdo a Wade el proceso es tan efectivo que las emulsiones tienen excelente resistencia al agua y no dependen de un empaque por su habilidad para funcionar en taladros que contienen agua. Debido a su estructura la consistencia física de las emulsiones está relacionada principalmente a las propiedades de la fase continua. Los combustibles inmiscibles

con agua pueden ser seleccionados de modo que las emulsiones pueden ser fabricadas en una variedad de formas. Composiciones duras como masilla adecuadas para productos empaquetados o emulsiones casi fluidos, bombeables, adecuados para el carguío al granel, pueden ser fabricados. Las emulsiones tienen una vida larga, una potencia por volumen alta y buenas propiedades de seguridad. Por consiguiente los explosivos tipo emulsión contienen una flexibilidad que permiten aplicaciones en operaciones de tajo abierto y subterráneo bajo un amplio rango de condiciones. El sistema que ha sido descrito anteriormente es el más simple. Durante los últimos 12 años diferentes modificaciones han sido desarrollados. La más importante es el desarrollo de una mezcla emulsión-ANFO llamado AN/FO pesado. Performance de los explosivos emulsión Las velocidades de detonación de los explosivos emulsión se aproxima a aquellos cálculos termo hidrodinámicos aún cuando la carga de ensayo es de un diámetro relativamente pequeño. Esto indica un performance cercano al ideal aún en diámetros pequeños. La figura 4.2 muestra las curvas velocidad de detonación - diámetro de carga para una emulsión típica de diámetro pequeño y un slurry típico de diámetro pequeño que tiene una composición similar. Es obvio que la región no ideal es extensa en el caso de los slurries y corto en el caso de las emulsiones. Esto es debido a la intimidad (relación intima) de la mezcla la cual lograda mediante el proceso de emulsificación. Esto reduce el tamaño efectivo de la partícula del producto y el tiempo para reaccionar en el frente de detonación. De otro lado los slurries son una mezcla tosca de una fase de solución oxidante, las gotas de combustible y oxidante sólido y componentes combustibles. Porque las emulsiones alcanzan performance ideales en diámetros pequeños, ellos son ideales para usar en voladura secundaria, para voladura de formaciones de roca dura y para uso como iniciadores.

Figura 4.2. Curvas VOD-diámetro de carga para una emulsión y un slurry que tienen composiciones similares y una densidad de 1,15 g/cm3.

El efecto de la temperatura baja en las emulsiones de diámetro pequeño es mostrado en al figura 4.3. Las temperaturas bajas aumentan los diámetros críticos de la emulsión.

Figura 4.3. Efecto de temperatura baja en una emulsión típica sensible a un fulminante. El efecto de la presión hidrostática en el performance de las emulsiones sensibilizadas con micro esferas es mostrado en la figura 4.4. Obviamente que la emulsión no fue afectada significativamente por las presiones hidrostáticas.

Figura 4.4. Efecto de la presión hidrostática en una emulsión sensibilizada con micro esfera de diámetro pequeño. La figura 4.5 muestra el efecto de sobre presión en la densidad de la emulsión y dos slurries, otro sensibilizados con burbuja de gas y otro conteniendo algunas micro esferas. La densidad de la emulsión no cambió significativamente mientras que la densidad del slurry si.

Figura 4.5. Cambio de densidad con sobrepresión para slurries y emulsiones. Un problema que ha sido encontrado con productos sensibilizados con esferas de vidrio es el efecto de desensibilización de las líneas de cordón detonante o taladros vecinos que detonan en un retardo previo. Las presiones de choque (asumidos de ser de una potencia menor que el requerido, para una iniciación directa del producto) puede romper las micro esferas o averiar el producto y causar desensibilización. Fases de las emulsiones Las emulsiones constan en general de dos fases: fase interna y fase externa. Fase Interna Está compuesta de una solución de sales oxidantes (agua-nitrato de amonio), suspendidos como burbujas microscópicamente finos. Fase Externa Es aquella fase continua de combustible (petróleo), que rodea a las burbujas de la fase interna.

Esta fotografía de microscopio electrónico fue capturado en Changsha Institute of Mining and Metallurgy, en la Provincia de Hunan, China. Muestra gotas que varían desde 960 nanometros hasta 3,44 micrometros, esta emulsión matriz contiene una muy eficiente e íntima disposición de combustibles y oxidantes. TABLA 4.3 COMPOSICION DE LAS EMULSIONES EXPLOSIVAS OXIDANTES EMULSIFICANTES

Nitrato de amonio Nitrato de sodio Nitrato de potasio Nitrato de calcio Perclorato de amonio Perclorato de sodio Agua-combustible Cera

Emulsificantes no iónicos Emulsificantes iónicos Coemulsificantes polímeros sensibilizantes Microesferas Perlita Agente espumante químico Sensibilizante químico Catalizadores de composición ANFO PESADO

INTRODUCCCION Se ha mencionado que los productos secos como el AN/FO sufren de una pobre resistencia al agua y bajas potencias por volumen. Una de las maneras de para incrementar las potencias por volumen de los productos es mezclándolo con varias cantidades de emulsión. Si grandes cantidades de emulsión son usados el producto puede alcanzar a ser resistente al agua. Es habitual llamara la mezcla de prills de ANFO con la emulsión "ANFO pesado". COMPOSICIÓN Los productos de ANFO pesado consisten de una mezcla de emulsión agente de voladura con prills de ANFO o nitrato de amonio. El porcentaje de cada ingrediente varía de acuerdo al resultado deseado. Para condiciones húmedas una cantidad mínima de 50% es recomendable. Para aplicaciones secas el porcentaje de emulsión depende de los requerimientos de la potencia por volumen y de los costos de la operación. Una variedad de grados de nitrato de amonio pueden ser usados. La emulsión debería tener una consistencia de un fluido de modo que puede ser mezclado con los prills de ANFO fácilmente. Los ingredientes principales de la emulsión son el nitrato de amonio, nitrato de sodio, agua, petróleo y un emulsificador. Algunas veces nitrato de sodio es usado reemplazando una parte del nitrato de amonio y/o nitrato de sodio. El nitrato de calcio requiere una gran cantidad de .petróleo que el nitrato de amonio para la reacción balanceada en oxígeno. Esta reacción es: 3Ca(N03) + 5CH2 -» 3CaCO3 + 2CO2 + 3N2 Para el balance de oxígeno se tiene que usar 12,5% por peso de petróleo. Las emulsiones que contienen nitrato de calcio son más resistentes al agua debido a que ellos contienen más petróleo. Además los productos llegan a ser más fluidos lo cual es deseable para el mezclado con el ANFO. La tabla siguiente muestra la composición química de una emulsión típica de nitrato de calcio y la composición de varios productos de ANFO pesado resistentes al agua. TABLA 4.4 EMULSION TIPICA EN EL ANFO PESADO INGREDIENTE PESO %

Nitrato de amonio Nitrato de calcio Agua Petróleo Emulsificador

38,4 35,8 13,0 10,8 2,0

TABLA 4.5 TIPICO ANFO PESADO RESISTENTE AL AGUA INGREDIENTE PESO % Nitrato de 59,1 amonio Nitrato de calcio 19,7 Agua 7,2 Petróleo 5,9 Emulsificador 1,1 Aluminio 7,0 Se ha encontrado que las composiciones de ANFO pesado que contienen grandes cantidades de emulsión, la emulsión debe ser sensibilizado con esferas de vidrio o burbujas de aire. La Tabla siguiente da los resultados de una serie de ensayos realizados en Queen's. El diámetro de las cargas fue 25,4 cm y todos los ensayos fueron confinados en acero 40. TABLA 4.6 Emulsión % Densidad, VOD VOD 3 g/cm experimental, teórico, m/s m/s 100 0 0,83 5000 5100 80 20 1,01 ' 4630 5470 70 30 1,10 4330 5700 60 40 1,23 4400 6300 50 50 1,30 4300 6460 TABLA 4.7 Con 1,6% de microesferas ANFO Emulsión % Densidad, VOD VOD % g/cm3 experimental, teórico, m/s m/s 80 20 1,0 5370 5370 70 30 1,1 5640 5700 60 40 1,2 6340 6220 55 45 1,2 5700 6280 50 50 1,25 5670 6340 La Tabla 4.6 es para resultados de VOD para ANFO pesado con emulsión sin sensibilizar añadido al ANFO. La Tabla 4.7 muestra el efecto de la adición de esferas de vidrio a la emulsión. En el caso de las emulsiones no sensibilizadas la velocidad ANFO %

de detonación se encontró de ser mucho menor que aquellos que fueron calculados teóricamente. Sin embargo la situación fue mejorada grandemente cuando la sensibilización fue usada. El resultado para una densidad de 1,2 en el caso de la emulsión sensibilizada es sin embargo superado, a medida que la VOD experimental no puede ser mayor que la teórica. Mientras tanto nosotros creemos que en la medición experimental de la VOD, una pequeña variación en la densidad en la carga más grande podría haber influenciado el resultado. En cualquier caso los resultados demuestran claramente que la sensibilización de la emulsión es esencial si el producto resultante es para rendir bien en las concentraciones de emulsión mayores que 25%. La figura 4.6 es un ploteo de la velocidad de detonación máxima versus la densidad del ANFO a los cuales varios porcentajes de emulsión sin sensibilización han sido añadidos. Esta figura indica que el máximo porcentaje de emulsión insensible el cual puede ser usado es aproximadamente 25%. Más allá de esto, la descomposición no es completada dentro del frente de detonación. Es obvio por la presión de detonación es proporcional al cuadrado de la velocidad de detonación, las presiones de detonación serán mucho menores en el caso de las emulsiones insensibilizadas.

Figura 4.6. VOD como una función de la densidad para compuestos de ANFO pesado. La sensibilización de la emulsión pueden ser realizada usando micro esferas o burbujas de aire los cuales son incluidos en la masa mezclando o mediante agentes químicos. Debería notarse que en el caso de la sensibilización con burbujas de aire, el producto será susceptible a la desensibilización por frentes hidrostáticos debido a los cambios a la densidad. PERFORMANCE Las composiciones de ANFO pesado tienen una potencia por volumen grande debido a su densidad. Además si un performance superior es requerido, aluminio puede ser añadido al producto. La tabla siguiente muestra el performance de las composiciones de ANFO pesado resistente al agua calculados por el programa TIGER usando la ecuación de estado JCZ3.

La composición usada es aquella de la Tabla anterior. La potencia relativa por volumen es reportado también para comparar estas formulaciones respecto al ANFO. TABLA 4 8 Propiedades teóricas de las composiciones de ANFO pesado resistente al agua Composición Peso % Emulsión

55

55

55

55

AN

38

40

43

45

Al

7

5

2

0

Densidad, g/cm3

1,40

1,40

1,40

1,40

VOD, m/s

6920

6907

6880

6860

RBS

1,65

1,57

1,45

1,37

De la misma manera la Tabla 4.9 es compilado de forma que muestra el efecto del contenido de emulsión a la liberación de energía de las composiciones de ANFO pesado propuesto para taladros secos. Es valioso mencionar que la manera usual de incrementar la potencia por volumen del ANFO es usando aluminio. TABLA 4.9 Propiedades teóricas de la resistencia al agua de las composiciones de ANFO pesado Composición Peso % Emulsión

15

20

25

30

AN

85

80

75

70

Densidad, g/cm3

0,98

1,03

1,09

1,16

VOD, m/s

5300

5440 5620 5860

RBS

1,11

1,14

1,20

1,24

La Tabla 4.10 muestra el efecto del contenido de aluminio a la liberación de energía de la composición (reportado como potencia por volumen). Es obvio de lo anterior que el uso de emulsión o aluminio en el ANFO resulta en un incremento de la potencia por volumen. Los costos de la operación decidirán que método es preferible. TABLA 4.10 Potencias de los explosivos AI/ANFO y ANFO pesado Explosivo Densidad RW RBS 3 g/cm S ANFO 0,83 1,00 1,00 5% AI/ANFO

0.87

1,13 1,18

7% AI/ANFO

0,88

1,18 1,25

10% AI/ANFO

0,91

1,24 1,36

ANFO+20% Emulsión 0,98

0,96 1,13

ANFO+30% 1,10 Emulsión ANFO+40% Emulsión 1,20

0,92 1,22 0,91 1,32

Actualmente productos de ANFO pesado sensible al fulminante son disponibles para aplicaciones de pequeños diámetros. El ANFO pesado es por lo tanto un .sistema explosivo muy versátil. Usando varias combinaciones de ANFO y emulsión, resistencia al agua, potencia por volumen, grado de performance no ideal pueden ser alterados para satisfacer una gran número de aplicaciones en voladura. 4.6.4

CARGUÍO

El carguío de los productos en taladros vacíos puede ser realizado usando un sistema de carguío con cargador y vaciando el producto dentro del taladro. En taladros húmedos esto no es recomendable. El carguío en taladros húmedos es bombeando el producto. Sin embargo para hacer esto, la cantidad de sólidos debe ser reducida a aproximadamente 30% en el sistema. Esto significa que la emulsión tendrá que ser sensibilizada mediante vacíos para obtener un performance adecuado. La energía producida por el AN/FO pesado, se puede incrementar con la adición de aluminio a la mezcla en un rango de 5% a 15%. Sus características importantes son mayor peso que los explosivos tradicionales; su alta resistencia al agua, por lo que se usa en taladros húmedos; y su gran energía. DETERMINACION DE LA ENERGIA DE LOS EXPLOSIVOS ENERGIA EXPLOSIVA La energía explosiva es liberada en dos formas diferentes: a. Presión de detonación.- Ejerce una fuerza de fragmentación sobre la roca. b. Presión de taladro.- Se debe a la formación de gases. Es causa principal del desplazamiento de la masa rocosa. También es conocido como la presión de explosión. DETERMINACION DE LA ENERGIA La energía explosiva puede ser medida o calculada para determinar su rendimiento termoquímico de la mezcla explosiva. Medición de la Energía

La medición de la energía de una mezcla explosiva, generalmente, se realiza por comprobación a otra de características ya conocidas. Para esta medición se usa los métodos siguientes: 1. Ensayo del mortero balístico. 2. Ensayo de Trauzl en bloque de plomo. 3. Ensayo de brisance. 4. Concepto de potencia por peso. 5. Ensayo de energía de burbuja bajo el agua. Los cuatro primeros métodos están en desuso a nivel internacional, mientras que en nuestro país aún se sigue utilizando. El método mas usado en el extranjero es el ensayo de energía de burbuja bajo el agua; éste es el mas recomendable. Cálculo de la Energía La energía explosiva es calculada usando técnicas basadas en las leyes de la termodinámica, siguiendo estrictamente principio químicos y matemáticos. Es necesario tener presente los siguientes: Balance de Oxígeno Los explosivos químicos liberan mayor cantidad de energía por unidad de peso si ellos están balanceados en oxígeno, produciendo un mínimo de gases tóxicos. Si un explosivo está compuesto de C, H, O y N, y si existe suficiente oxígeno para reaccionar y formar CO2, H2O y N2, éste está balanceado en oxígeno, es decir: OB = O0 - 2CO2 - H2O = 0 También se puede expresar como: OB = O0 + 2C0 - 1/2 H0 Donde O0, C0 y H0 representan el número de átomos-gramo por unidad por unidad de peso de la mezcla explosiva. La determinación de los atm-gr. de cada elemento servirá para determinar el calor liberado por el explosivo. Termoquímica El calor de explosión Q se puede encontrar de la relación siguiente: Q = Qp - Qr Donde: Qp = calor de formación de los productos. Qr = calor de formación de los reactantes. Esta ecuación se utiliza asumiendo que todo el calor producido durante la reacción química sirve para elevar la temperatura de los productos de la explosión, entonces

se trata de un proceso adiabático. Al existir una reacción acompañada por una onda de detonación casi siempre es de carácter exotérmico. CÁLCULO DE LA ENERGIA a. Ingredientes de la mezcla explosiva El AN/FO tiene como ingredientes al nitrato de amonio (NH 4NO3) y el petróleo diesel N° 2 (CH2). b. Reacción química 3(NH4)NO3 + CH2 -----> 7H2O + CO2 + 3N2 + Q3 (Kcal/Kg.) c. Balance de oxígeno (OB) c.1 Porcentaje de los ingredientes 3 AN = 3 x 80.05 = 240.15 = 94.48% 1 FO = 1 x 14.03 = 14.03 = 5.52% TOTAL 254.18 100.00% c.2 Cálculo de los atm-gr de cada elemento en los ingredientes en 1 kg. de mezcla explosiva

INGREDIENTES NH4NO3 CH2 atm-gr/kg.

RESUMEN PM % Oo Ho Co No 80.05 94.48 35.4078 47.2105 - 23.6052 14.03 5.52 - 7.8689 3.9344 35.40.78 55.0794 3.9344 23.6052

c.3 Balance de oxígeno (OB) OB = Oo - 1/2 Ho - 2Co OB = 35.4078 - 1/2 (55.0794) - 2(3.9344) OB = -0.0007 atm-gr El balance de oxígeno tiende a cero y nos da la seguridad que no habrá la formación de gases nitrosos. d. Calor de explosión (Q3) Para el cálculo del calor de explosión utilizaremos la ecuación siguiente: Q3 = Qp - Qr Los calores de formación tanto para los reactantes y productos, se pueden observar en las tablas siguientes: TABLA 7.3 CALOR DE EXPLOSION PARA INGREDIENTES Y EXPLOSIVOS NOMBRE FORMULA Peso Kcal/mol Kcal/Kg.

Molecular Nitroglicerina Dinitrato glicol etileno Nitrocelulosa 11.03% N2 11.64% N2 12.20% N2 12.81% N2 13.45% N2 14.12% N2 Trinitrotolueno (2-4-6) Dinitrotolueno Nitruro de plomo Fulminato de mercurio Pulpa SG (madera) Pulpa X Parafina Celulosa Nitrato de amonio Nitrato de sodio Carbonato de calcio Petróleo Diesel

C3H5(ONO2)3 C2H4(NO3)2

227.09 152.97

C6H2CH3(NO2)3 C7N2CH3(NO2)3 Pb(N3)2 Hg(CNO)2

NH4NO3 NaNO3 CaCO3 CH2

227.13 182.13 291.30 284.65

80.05 85.01 100.09 14.03

-82.66 -56.00

13.00 6.90 -107.00 -112.00 170.31 2270.00 87.90 112.45 287.93 7.02

TABLA 7.4 CALOR DE FORMACION (PRODUCTOS DE EXPLOSION) FORMULA Kcal/mol FORMULA Kcal/mol H2 0 N -55.09 N2 0 O -59.16 CO2 +94.05 HCN -31.20 CO +26.42 CH2O +27.70 H2O (gas) +57.80 C2H4 -12.50 NH3 +11.04 C2H6 +20.24 CH4 +17.89 C2H5OH +54.24 CH3OH +48.08 C (sólido) 0 CH2O3 +86.67 SO2 -70.50 O2 0 Na2O +100.00 OH -10.06 CaO +155.00 NO -21.60 Al 2O3 +392.00 H -52.09

d.1 Calor de los reactantes (Qr) Ingrediente % NH4NO3 94,48 CH2 5,52 TOTAL

Kcal/Kg 1098 500

Kcal/Kg 1037,39 27,60 1064,99

364.00 367.00 754.00 699.00 664.00 605.00 558.00 500.00 57.20 38.00 -364.00 -368.00 1050.00 1000.00 500.00 4400.00 1098.00 1323.00 2876.00 500.00

d.2 Calor de los productos (Qp) Producto mol/Kg. CO2 3,9344 H20 27,5397 N2 23,6052 TOTAL

Kcal/mol 94,05 57,80 0,00

Kcal/Kg. 370,03 1591,80 0,00 1961,83

Reemplazando en la ecuación para el cálculo de Q 3: Q3 =896,84 Kcal/Kg = 3,76 Mj/kg. FACTOR DE ENERGIA La preocupación para poder cuantificar el rendimiento del explosivo utilizado hizo que se utilice el factor de carga. En el factor de carga se supone que el peso del explosivo es igual a la energía explosiva; ésto es incorrecto. Un kg. de dinamita, AN/FO o emulsión, tienen rendimientos de energía diferentes. Podría ser válida cuando el taladro tiene un solo tipo de explosivo, ¿Cómo se podría expresar el factor de carga si en un taladro hubiera dos o más tipos de mezclas explosivas?. Esta situación justifica el uso del FACTOR DE ENERGIA. Con los explosivos antiguos la energía explosiva aumentaba directamente con densidad; pero, actualmente se puede encontrar dos tipos de explosivos con misma densidad pero con diferentes rendimientos de energía; ejemplo, en emulsiones. Entonces es necesario utilizar el factor de energía, y se expresa de manera siguiente: Factor de Energía: ( EF ) 

la la la la

Q3 ( kcal ) cantidad .de.roca

DESARROLLOS MODERNOS Los desarrollos más modernos en el campo de los detonadores son los detonadores electrónicos.

DESARROLLOS CON DETONADORES ELECTRÓNICOS La minería y la industria de los explosivos están adoptando tecnología rápidamente en todas las formas para mejorar el performance. Una de tales tecnologías que está desarrollándose para mejorar la eficiencia de la voladura y la economía minera es el detonador electrónico. Hay varios tipos de sistemas electrónicos que se prueban y usan en la industria actualmente, todos los cuales utilizan algún tipo de dispositivo de energía almacenada para proveer la energía para su iniciación y los circuitos de encendido. Es esencial que los usuarios sean totalmente educados en los productos, procedimientos y las prácticas recomendadas antes de su uso. El Instituto de Fabricantes de Explosivos de los Estados Unidos de América (I.M.E.) es una asociación para la seguridad de la industria de los explosivos comerciales en América del Norte. Fue fundado para proporcionar información técnica adecuada y recomendaciones acerca de los materiales de los explosivos y servir como una fuente de datos fiables sobre su uso. La preocupación primaria del I.M.E. es la seguridad y la protección de los empleados, usuarios, el público y el medio ambiente en la fabricación, transporte, almacenamiento, manejo, uso y almacenamiento de los materiales explosivos usados en la voladura y otras operaciones esenciales. Actualmente, muchos operadores emplean lo más nuevo de los explosivos, equipos, diseños, y herramientas de medición en un esfuerzo para asegurar que cada libra de explosivo este siendo utilizada su potencial completamente. Una tecnología específica que ha estado bajo desarrollo por varios años, por diferentes fabricantes, y está empezando a ser probado y usado cada vez más en la industria es el detonador electrónico. Los detonadores electrónicos, de los cuales hay varios tipos y diseños, todos utilizan la energía eléctrica almacenada dentro del detonador como un medio de proporcionar el tiempo de retardo y la energía de iniciación. Todas las otras tecnologías del detonador, incluso el tubo de choque iniciado por electricidad o guía de seguridad utilizan energía pirotécnica como un medio de retardo e iniciación. La Figura 1 muestras los componentes básicos y el diseño de un detonador típico de tubo de choque, detonador eléctrico y un detonador

electrónico. Aunque la construcción no puede parecer ser significativamente diferente, hay una diferencia muy básica en el diseño entre un detonador electrónico y los otros dos (el tubo de choque y el detonador).

Figura 1 Note la posición del iniciador (el puente) en el detonador electrónico versus la posición en el dispositivo eléctrico o el tubo de choque. El iniciador en el diseño electrónico está posicionado debajo del módulo de retardo, mientras que el detonador tubo de choque y el detonador eléctrico utilizan el iniciador delante del módulo de retardo (el tubo de choque funciona como el iniciador en el dispositivo del tubo de choque). El diseño del detonador electrónico también diferirá de los otros dos con el uso de algún tipo de dispositivo de energía almacenada (eléctrico), típicamente un condensador, en el módulo de retardo(s). Las diferencias básicas del diseño de un detonador electrónico, emparejado con las diferencias de nivel del sistema de un fabricante a otro, hace esencial que los usuarios de estos productos lleguen a ser totalmente educados en el detonador específico, el equipo, límites operacionales, procedimientos, aplicaciones y pautas perfilados por cada fabricante antes de su uso. La variabilidad de estos sistemas no sólo es evidente en la construcción del detonador; sino también en el equipo, máquinas de voladura y conectores, así como los procedimientos o protocolo durante el carguío e iniciación. Al contrario de los productos de los detonadores eléctricos o no eléctricos, los dispositivos de encendido (máquinas de voladura) y accesorios se diseñan específicamente por cada fabricante. Estas características de diseño individual y único, en muchos casos, proveen un alto nivel de control y seguridad para los usuarios, pero al mismo tiempo presenta un desafío educacional único para la industria. Por ejemplo, las mismas “reglas" generales aplicados para todos los detonadores

eléctricos y máquinas de voladura cuando llegan a ser enganchados o amarrados. Esto no será el caso para los detonadores electrónicos. Cada sistema tendrá un protocolo muy específico o un conjunto de procedimientos. Los sistemas de los detonadores electrónicos pueden ser agrupados primero en dos categorías básicas: Sistemas programados en la fábrica y Sistemas programados en el campo. Los sistemas programados en la fábrica, en la mayoría de los casos, tienen un parecido bastante íntimo al hardware convencional y los componentes encontrados con los detonadores eléctricos normales. En algunos casos, el usuario puede requerir de tiempo para diferenciar un detonador electrónico cableado de un detonador eléctrico cableado. Aunque estas unidades no pueden parecer diferentes, los detonadores electrónicos no pueden ser iniciado o disparados usando máquinas de voladura o dispositivos de encendido convencionales. Cada sistema tendrá un único código de encendido o protocolo de comunicación, usado para iniciar los detonadores en la voladura Los sistemas programados en la fábrica pueden agruparse en tipos o estilos específicos. Hay sistemas cableados eléctricamente, donde cada fabricante tiene un estilo o metodología de cableado específico, y un sistema programado en la fábrica que utiliza la tecnología del tubo de choque para energizar un circuito de encendido electrónico dentro del detonador. Las figuras 2 y 3 muestran la configuración básica de estos sistemas.

Figura 2

Figura 3 Los sistemas programados en la fábrica utilizan períodos de retardo “fijos" para el diseño de la voladura. Los taladros son cargados y amarrados generalmente de la misma manera que los sistemas eléctricos o los sistemas de tubo de choque. D e p e n d i e n d o d e l fa b ri ca n te , a l g ú n t i p o d e co n e c to r e n l a s u p e rf i ci e p u e d e u t i l i z a r se p a ra l a fa ci l i ta r d e c a b l e a d o , o m a n te n i m i e n t o d e l a p o l a ri d a d e l é c tr i ca co rr e c ta . Sin embargo, en todos los casos los usuarios de estos sistemas deben consultar SIEMPRE al fabricante para la información aplicación específica e instrucciones. Los sistemas programados en el campo utilizan tecnología electrónica para programar los tiempos de retardo “en el banco”. Cada sistema es manufacturado por, o con, un único sistema de arquitecturas, estilos, hardware y protocolo de comunicación. No hay tiempo de retardos fijos asociados con estos detonadores. Estos sistemas cuentan con una comunicación directa con el detonador (antes del carguío, después del carguío, o justo antes de la iniciación) para el tiempo de retardo apropiado y el diseño subsiguiente de la voladura. En general, estos sistemas utilizarán algún tipo de memoria electrónica, que les permite ser reprogramados cuando quiera a hasta que la orden de iniciación se da. Como con el sistema programado en la fábrica, es muy importante que los usuarios consulten al fabricante para las instrucciones específicas en el funcionamiento de cualquier Sistema programado en el campo. Cada sistema es único. Las máquinas de voladura, equipo y detonadores de un sistema nunca deben mezclarse con otros sistemas. Por el diseño, un sistema de un fabricante no trabajará con uno de otro fabricante; los tales intentos sólo resultarían en una falla.

Las máquinas de voladura, equipo, y detonadores de un sistema nunca deberían ser mezclados con otros sistemas. Los diseños, así como la cantidad y el tipo de equipo adicional necesario para su uso, varía considerablemente en los sistemas programables en el campo. Algunos ejemplos de los conceptos del sistema en uso actualmente son mostrados en las figuras 4, 5 y 6. La figura 4 describe un concepto un concepto de sistema que utilizaría tecnología computarizada para programar detonadores directamente desde la máquina de voladura o mediante un software de diseño de voladura. La programación podría también ser hecho en algunos casos pruebas manuales con programadores antes de la conexión final de la voladura. Otros conceptos del sistema podrían utilizarse en pruebas manuales y unidades de programación para chequear el circuito del detonador antes de la conexión final a la máquina de voladura. Siguiendo la conexión, el circuito entero puede ser chequeado mediante la máquina de voladura para un nivel de continuidad del sistema.

Figura 4

Figura 5

36 Otros Sistemas Programables en el Campo pueden utilizar la máquina de voladura para la prueba y operación de programación en conjunción con otras tecnologías. Por ejemplo, en la figura 5, una forma de tecnología de memoria le ha permitido a un fabricante guardar diseños de voladura comúnmente usados simplemente insertando una “tarjeta inteligente” (“smart card”) en el dispositivo de programación para transferir información del tiempo de iniciación para cada detonador. La tecnología electrónica / digital ha permitido a algunos fabricantes influenciar varios tipos de tecnología en sus diseños del sistema. Tecnología del scanner infrarrojo se utiliza con sistema para leer un código de barra que está impreso en la superficie del conector de cada detonador. El código de barra, que representa el número de serie para aquel detonador específico, es registrado en el scanner portátil y asignado automáticamente (o manualmente) un tiempo de retardo. (Ver la figura 6). Siguiendo el scanneo de todos los detonadores en la voladura, los números de serie almacenados y la información del tiempo de retardo respectivo en el scanner es luego transferido descargado) en la máquina de voladura para la comunicación a cada detonador. Seguidamente la transferencia del tiempo de retardo de cada detonador, un comando de encendido codificado es luego dado para cargar y disparar la voladura. Como se puede ver fácilmente, los diseños de los sistemas del detonador electrónico bajo el desarrollo y en uso actualmente varía considerablemente en el diseño y la complejidad. Los usuarios también deben comprender que en todas las oportunidades que pueden asociarse con estas nuevas tecnologías, habrá nuevos desafíos ciertamente. Los detonadores electrónicos ofrecen muchas oportunidades potenciales para las mejoras de productividad, control del nivel del sistema, los niveles aumentados de seguridad, la flexibilidad del diseño de la voladura, etc. Sin embargo, en manos inexpertas, ellos pueden proporcionar sólo un nivel superior de frustración y/o contratiempo.

Figura 6.

37 USO DE MATERIALES EXPLOSIVOS: INICIACION ELECTRONICA SIEMPRE siga las instrucciones y advertencias del fabricante, especialmente los procedimientos de amarre y precauciones de seguridad SIEMPRE iniciar los detonadores electrónicos con el equipo y procedimientos recomendados por el fabricante. SIEMPRE verificar la integridad del sistema de detonadores antes de la iniciación de una voladura.. SIEMPRE mantener el circuito de encendido completamente aislado del terreno u otros conductores. SIEMPRE usar los cables, conectores y dispositivos de acoplamiento especificados por el fabricante. SIEMPRES seguir las instrucciones del fabricante cuando se aborta un disparo. Esperar mínimo 30 minutos antes de regresar a la zona de disparo después de abortar un disparo a menos que el fabricante provea otras instrucciones específicas. SIEMPRE limpiar el área de voladura de personal, vehículos y equipo antes de amarrar los dispositivos de iniciación o el controlador de voladura. SIEMPRE mantener las guías de los detonadores, dispositivos de acoplamiento y conectores protegidos hasta prepara la prueba o iniciar la voladura. SIEMPRE mantener los extremos de los cables, conectores y accesorios, limpios y libres de suciedad o contaminación antes a la conexión. SIEMPRE seguir las instrucciones del fabricante para el sistema de amarre para los detonadores electrónicos. SIEMPRE seguir las prácticas recomendadas por el fabricante para proteger los detonadores electrónicos del electromagnetismo, frecuencia de radio u otras fuentes de interferencia eléctrica. SIEMPRE proteger los cables de los detonadores electrónicos, dispositivos de acoplamiento, tubo de choque u otros componentes de abuso mecánico y daño. SIEMPRE asegurar que el encargado de la voladura tenga control sobre el lugar de la voladura a través de toda la programación, carguío del sistema, iniciación y detonación de la voladura. SIEMPRE tener extremo cuidado cuando se programa los tiempos de retardo en ele campo para asegurar los diseños correctos de la voladura, la programación incorrecta puede resultar en fallas en la iniciación, rocas volantes, excesivo golpe de aire y vibración. USO DE MATERIALES EXPLOSIVOS: INICIACION ELECTRONICA NUNCA mezclar detonadores electrónicos y detonadores eléctricos en la misma voladura, aún si ellos están hechos por el mismo fabricante, a menos que tal uso sea aprobado por el fabricante. NUNCA mezclar detonadores electrónicos de diferentes tipos o versiones en al misma voladura, aún si ellos son hechos por el mismo fabricante, a menos que tal uso es aprobado por el fabricante. NUNCA mezclar vo usar detonadores electrónicos y equipos hechos por difrentes fabricantes. NUNCA usar equipos de prueba o máquina de voladura diseñados para detonadores eléctricos con detonadores electrónicos. NUNCA usar equipos o detonadores electrónicos que parecen ser dañados o de pobre mantenimiento.

38 NUNCA intentar usar máquinas de voladura, probadores o instrumentos con detonadores electrónicos que nos son diseñados específicamente para el sistema. NUNCA intentar cortar y empalmar guías a menos que sea recomendado específicamente por el fabricante. NUNCA hacer el amarre final al dispositivo de iniciación o controlador de la voladura hasta que todo el personal este limpio del área de voladura. NUNCA cargar los taladros en trabajos abiertos cerca a fuentes de energía eléctrica a menos que las líneas de encendido y los cables del detonador estén anclados o son demasiado cortos para alcanzar las líneas de energía eléctrica. NUNCA manipular o usar detonadores electrónicos durante el acercamiento y progreso de una tormenta eléctrica. El personal debe de apartarse del área de voladura a un lugar seguro. NUNCA usar sistemas de detonadores electrónicos fuera de la temperatura y rangos de presión operacional especificadas por el fabricante. NUNCA probar o programar un detonador electrónico en un booster, cartucho u otro componente explosivo antes que este ha sido desplegado en el taladro o de otro modo cargado para el uso final. NUNCA sostener un detonador electrónico mientras está siendo probado o programado.

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VOLADURA DE ROCAS PARAMETROS QUE INFLUENCIAN EN LA VOLADURA DE ROCAS ROCA (MACIZO ROCOSO)

EXPLOSIVO

GEOMETRIA DEL DISPARO

PROPIEDADES DEL MACIZO ROCOSO QUE INFLUENCIAN EN LOS RESULTADOS DE LA VOLADURA DE ROCAS INTRODUCCION Las propiedades macizo rocoso son muy importantes en las operaciones de perforación y voladura, por ser el medio en el que actuará los explosivos. Existen diferencias significativas aún entre rocas de la misma zona en una determinada mina por lo que necesario cuantificar algunas de sus propiedades. Por lo que en esta parte, se estudiará las principales propiedades del macizo rocoso. PROPIEDADES DE LA ROCA Las propiedades de las rocas constituyen el principal obstáculo en el camino hacia una voladura óptima. Los materiales poseen ciertas características que son función de su origen y de los procesos geológicos posteriores que actuaron sobre ellos. El conjunto de estos fenómenos conduce a un determinado entorno, a una litología en particular con unas heterogeneidades debido a los agregados minerales policristalinos y a las discontinuidades de la masa rocosa (poros y fisuras), y a una estructura

40 geológica con un gran número de discontinuidades (planos de estratificación, fracturas, diaclasas, etc.). En la figura se establece la interdependencia que existe entre las propiedades de las rocas, las variables controlables y algunas de las operaciones básicas del ciclo minero. Para seleccionar la mezcla explosiva que mejor se adecue a las propiedades del macizo rocoso es necesario definir las mismas desde el punto de vista físico y geológico. Las siguientes propiedades físicas y mecánicas influencian en la reacción del macizo rocoso a la energía producida por la detonación de un explosivo: 1. Densidad. 2. Resistencia a la compresión y tracción. 3. Módulo de Young. 4. Relación de Poisson. 5. Módulo de Bulk o compresibilidad. 6. Velocidad de la onda longitudinal. 7. Porosidad. 8. Fricción interna.

41 EFECTOS DE LAS PROPIEDADES DE LA ROCA INTACTA

PROPIEDADES DE LA MASA ROCOSA Litología La voladura en zonas donde se produce un cambio litológico brusco, por ejemplo estéril y mineral, y consecuentemente una variación de las propiedades resistentes de las rocas obliga a reconsiderar el diseño, pudiendo seguir dos alternativas: Esquemas iguales para los dos tipos de roca y variación de las cargas unitarias. Esquemas distintos pero con igual carga por taladro. En los yacimientos estratiformes que presentan algún horizonte muy resistente, es conveniente que las cargas estén confinadas y ubicadas en tales horizontes, a fin de aprovechar al máximo la energía de tensión desarrollada. Cuando los taladros atraviesan un contacto de dos materiales de características diferentes, como por ejemplo una caliza competente en contacto con arcillas muy plásticas, se tendráuna gran pérdida de energía asociada a la caída de presión y escape de los gases al producirse deformaciones rápidas de dichos materiales blandos, dando como resultado una mala fragmentación. Para aumentar el rendimiento de la voladura en estos casos se recomienda: Retacar con material adecuado aquellas zonas del taladro que estén en contacto con material plástico o próximo a ellas. Emplear cargas de explosivo totalmente acopladas a la roca competente con una gran velocidad de detonación. Situar los multiplicadores en el punto medio de la roca dura para incrementar la resultante de la onda de tensión. Evitar el escape prematuro de los gases al aire asegurando con una buena longitud del taco (al menos 20 D). Fracturas Preexistentes Todas las rocas presentan discontinuidades, micro fisuras y macro fisuras, que influyen de manera directa en las propiedades físicas y mecánicas de las rocas y consecuentemente en los resultados de la voladura. Las superficies de discontinuidad pueden ser de distintos tipos: planos de estratificación, planos de laminación y foliación primaria, planos de esquistosidad y pizarrosidad, fracturas y juntas. Las discontinuidades pueden ser abiertas, cerradas o rellenas y por ello, tienen diferentes grados de transmisión de la energía del explosivo. Las discontinuidades pueden ser cerradas, abiertas o rellenas, y por ello con diferentes grados de transmisión de la energía del explosivo.

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Tensiones de Campo Cuando actúan las tensiones de carga residuales, tectónicas y/o gravitacionales, el esquema de fracturas generado alrededor de los taladros puede estar influenciado por la concentración no uniforme de tensiones alrededor del mismo. En rocas masivas homogéneas, las grietas que empiezan a propagarse radialmente desde los taladros tienden a seguir la dirección de las tensiones principales. Presencia de Agua Las rocas porosas y los macizos rocosos intensamente fracturados, cuando se encuentran saturados de agua presentan habitualmente algunos problemas: • Obligan a seleccionar explosivos no alterables por agua. • Producen la pérdida de taladros por hundimientos internos. . Dificultan la perforación inclinada. Por otro lado, el agua afecta a las rocas y a los macizos rocosos en los siguientes aspectos: Aumentan la velocidad de propagación de las ondas elásticas en terrenos porosos y agrietados. Reduce la resistencia de compresión y tracción de las rocas. Reduce la atenuación de las ondas de choque. Las juntas llenas de agua permiten el paso de las ondas de choque. Temperatura del Macizo Rocoso Los yacimientos que contienen piritas suelen presentar problemas de altas temperaturas de la roca por efecto de la oxidación, haciendo que los agentes explosivos del ANFO reaccionen a partir de una temperatura de 120°. La sensibilidad de los explosivos tipo hidrogel depende también de la temperatura de la roca con la que está en contacto. Una recomendación general cuando se presentan estos problemas es delimitar el número de taladros por voladura a fin de disminuir el tiempo que transcurre entre la carga y el disparo. CARACTERIZACION DE LOS MACIZOS ROCOSOS PARA EL DISEÑO DE LAS MALLAS DE PERFORACION Y VOLADURA Las características de los macizos rocosos que influyen directamente en el diseño de las mallas de perforación y voladura son los siguientes: • Resistencia dinámica de las rocas • Espaciamiento y orientación de las discontinuidades • Litología y potencia de los estratos en formaciones sedimentarias • Velocidades de propagación de ondas • Propiedades elásticas de las rocas • Tipos de relleno y apertura de las discontinuidades • Indices de anisotropía y heterogeneidad de los macizos.

43 Las técnicas de caracterización geomecánica más aplicadas: • Sondeos con recuperación de testigos y ensayos geomecánicos • Estudios estructurales de los sistemas de discontinuidades • Perfiles de sísmica de refracción • Diagrafías geofísicas de sondeos de investigación • Diagrafías geofísicas en taladros de producción • Toma de datos y tratamiento durante la perforación de los taladros de producción Sondeos con Recuperación de Testigos y Ensayos geomecánicos • RQD (Rock Quality Designation) • Ensayos de resistencia a la carga puntual • Determinación del Factor de Volabilidad “Kv” de la fórmula de Pearse, para el cálculo del burden a partir del RQD corregido por un Coeficiente de Alteración que tiene en cuenta la Resistencia de las Discontinuidades, en función de la apertura de éstas y el tipo de relleno. (Borquez –1981) –Tablas 3.6 y 3.7 y Figura 3.5. • Determinación del consumo específico del explosivo, para voladuras en banco, en función del RQD, Resistencia a la Compresión Simple, Angulo de Fricción Interna y Rugosidad de las Discontinuidades, y Densidad de la roca. (Steffen, Robertson and Kirsten Ltda. –1985) –Figura 3.6 Tabla 3.6 R.Q.D Calidad de Roca 0 – 25 Muy Mala 25 – 50 Mala 50 – 75 Media 75 – 90 Buena 90 – 100 Excelente Tabla 3.7 Resistencia de las Factor de Discontinuidades Corrección Alta 1,0 Media 0,9 Baja 0,8 Muy Baja 0,7

Figura 3.5 Factor de volabilidad (Kv) en función del Índice de calidad RQDE.

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Figura 3.6. Cálculo de consumo específico de explosivo en función de diversos parámetros geomecánicos del macizo rocoso. Características de los Sistemas de Discontinuidades INFORMACION CUANTITATIVA: • Orientación (rumbo y buzamiento) • Espaciamiento • Persistencia • Apertura • Rugosidad • Relleno • Resistencia de las paredes (a compresión en los bordes de las discontinuidades) • Percolación • Número de familias o sistemas • Tamaño de bloques Según la orientación de las juntas, los bloques conformados in-situ presentarán diferentes geometrías, afectando doblemente a la fragmentación de la voladura y a la dirección de salida más útil.

Figura 3.7 Estimación del volumen de los bloques in situ. Ashby (1977) ha relacionado la frecuencia de fracturas y la resistencia al cizallamiento de las mismas con el consumo específico de explosivo, en un intento de considerar las discontinuidades estructurales en el diseño de las voladuras.

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Figura 3.8 Correlación entre la frecuencia de fracturación y el consumo específico de explosivo. Indice de Volabilidad BI (Blastability Index), según Lilly (1986, 1992) BI = 0.5(RMD + JPS + JPO + SGI + RSI) Donde: RMD = Descripción del macizo rocoso JPS = Espaciamiento entre planos de juntas JPO = Orientación de los planos de juntas SGI = Influencia del peso específico RSI = Radio de influencia de la resistencia = 0.05 RC RC = Resistencia a la compresión simple (MPa) Los factores de ponderación de cada uno de estos parámetros se presentan en la Tabla 3.8. Tabla 3.8 Tabla de ponderación del BI (Blastability Index)

3.4.2.2 Consumos Específicos (CE) o Factores de Energía (FE) a partir del BI CE (kg ANFO/t) = 0.004.BI ó FE (MJ/t) = 0.015.BI

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Figura 3.9 Cálculos de consumos específicos o factores de energía a partir del índice de volubilidad (BI) Tabla 3.9 Criterio de clasificación geomecánica del macizo rocoso según Ghose (1988) (Para el cálculo de los consumos específicos de explosivos en minas a cielo abierto de carbón)

Tabla 3.10 Factores de ajuste para la clasificación geomecánica del macizo rocoso según Ghose (1988). (Para tomar en cuenta las condiciones de realización de la voladura)

Tabla 3.11 Correlación entre los índices de volabilidad y los consumos específicos de explosivo -según Ghose (1988). (Para explosivo patrón o de referencia: Hidrogel –Velocidad de detonación 3,800 m/s)

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TEORIA DE VOLADURA COMBINACION DE LOS EVENTOS DEL PROCESO DE FRAGMENTACION Hasta este punto, los eventos de tiempo de T1 a T4 han sido mas o menos como eventos independientes. Sin embargo, en un medio de voladura real, más de uno de los eventos pueden ocurrir en el mismo tiempo (Figura 3.5).

RADIO DE ROTURA El grado del daño y el fracturamiento alrededor de un taladro puede ser caracterizado mediante cuatro zonas, como se ilustra en la figura 3.6. En la zona desmenuzada inmediatamente alrededor del taladro, las presiones inducidas por el explosivo y los esfuerzos exceden la resistencia a la compresión dinámica de la roca por factores que varían de 40 a 400. Estas presiones altas actúan contra las paredes del taladro desmenuzarán, pulverizarán, y harán añicos la masa rocosa circundante, causando un daño intenso. Esta zona también está referida como la zona hidrodinámica en el cual la rigidez elástica de la roca llega a ser insignificante. Próximo a la zona desmenuzada está una región definida por una zona fracturada severamente referida como la zona no lineal. Aquí el fracturamiento puede variar desde un desmenuzamiento severo, a través de fracturamiento parcial, hasta deformación plástica. La extensión de las fracturas puede ocurrir desde fracturas previamente formadas por el componente tangencial (esfuerzo tangencial) de la onda de choque, de la infiltración de los gases a presión, y en lugares con fallas. En las zonas 3 y 4 (zonas elásticas), callamientos por tensión y extensiones de las grietas ocurren en un modo menos intenso, porque la amplitud de la onda de esfuerzos han sido atenuados significativamente. Buena parte de la energía original, de la detonación ha sido consumida en la forma de calor, fricción y

48 fracturamiento en las zonas 1 y 2. La amplitud pico del esfuerzo de compresión es ahora mucho más pequeño que la resistencia a la compresión de la roca, de modo que no se formarán nuevas fracturas con este tipo de onda. Sin embargo, el componente del esfuerzo tangencial de la onda está sustancialmente más grande que la resistencia a la tensión de la roca. Debido a que la resistencia a la tensión de la roca es cerca de 1/15 a 1/10 de la resistencia a la compresión, el esfuerzo tangencial de la onda es suficientemente grande para causar fracturas radiales. Estas nuevas fracturas son formadas desde las extensiones de las fracturas en la zona no lineal (zona 2) o desde las fracturas iniciadas de micro fracturas y fallas inherentes en una masa rocosa típica. Una vez que el esfuerzo tangencial ha sido atenuado debajo de la resistencia a la tensión crítica de la roca, no ocurre fracturamiento mas allá de este punto, como se ilustra en la zona 5 (figura 3.6). Una vez que la onda o disturbancia pasa dentro y a través de esta zona, las partículas individuales del medio oscilarán y vibrarán cerca de sus posiciones de reposo en los límites elásticos de las rocas de modo que no resulten daños permanentes. Es esta región donde las ondas sísmicas son llevadas a distancias considerables y son responsables de las vibraciones del terreno.

La tabla 3.2 da una idea del grado del daño máximo encontrado alrededor de las zonas desmenuzadas y fracturadas en términos de radio de carga para un número de condiciones. Los resultados están basados en los trabajos de muchos investigadores, realizados en un número de materiales diferentes con explosivos varios. Para un explosivo dado. El radio de rotura es grande en rocas suaves que en rocas duras. Dada la misma roca, el radio de rotura es más grande para explosivos de mayor potencia que para aquellos de menor potencia. Así el grado de rotura radial es influenciado por el explosivo, las propiedades del material, y la estructura. TEORIAS DE VOLADURA En tabla 3.3 es una lista de algunos de los más comunes pensamientos acerca de los mecanismos de fracturamiento y los investigadores responsables para su introducción. Esta lista no es completa, pero nos ilustra como ciertos pensamientos sobre las teorías de la voladura empezaron con la simple teoría de la reflexión después de la Segunda Guerra Mundial y se desarrolló hasta la teoría más compleja de nucleación u ondas de esfuerzo en fallas. TABLA 3.3 FECHA

INVESTIGADORES

1949-50 Obert  Duvall 1956 Hino

Ondas de tensión reflejadas 1 () 1

MECANISMOS DE FRAGMENTACION Ondas de Presión Rotura Nucleación de esfuerzo de de por esfuerzos/fall compresión gases flexión as

49 1957 1958 1963 1966 1970 1970 1971 1971 1972 1972 1973 1974 1978 1983 1983 1983

Duvall  Atchison Rinehart Langefors  Kihilström Starfield Porter  Fairhurst Persson et al Kutter  Fairhurst Field  LadergardPederson Johanson  Pederson Lang  Favreau Ash Hagen  Just Barker et al Winzer et al Margolin  Adams et al Mc Hugo

1 1 2

1

2 1 1

1

1

2

1 1

2

1

4

2

1 1

3

1 1 1 1 1

Debido a que cada teoría tiene fortalezas y debilidades inherentes, los conceptos principales de cada teoría son explicados con una breve descripción. Las principales teorías son: 1. Teoría de la reflexión (ondas de esfuerzo reflejadas). 2. Teoría de la expansión de los gases. 3. Rotura por flexión. 4. Ondas de esfuerzo y teoría de la expansión de los gases. 5. Teoría de las ondas de esfuerzo, expansión de gases ondas de esfuerzo en fallas. 6. Teoría de la nucleación u ondas de esfuerzo en fallas. 7. Teoría del torque. 8. Teoría del cráter. 9. Mecanismos del cráter. RESUMEN DE LOS MECANISMOS DE ROTURA DE LAS ROCAS MECANISMOS DE ROTURA

ACCIÓN CAUSAL

1. Trituración de la roca

Energía de Tensión

2. Formación de grietas radiales

Energía de Tensión

3. Reflexión de la onda de choque

Energía de Tensión

4. Extensión y apertura de grietas Energía de Burbuja radiales 5. Fracturamiento por liberación de Energía de Tensión y de Burbuja carga 6. Fracturamiento por cizallamiento Energía de Tensión 7. Rotura por flexión

Energía de Burbuja

8. Rotura por colisión

Energía de Burbuja

DISEÑO DE VOLADURA DE ROCAS EN MINERIA SUPERFICIAL Diámetro del taladro

50 La selección del diámetro apropiado es importante para obtener una fragmentación adecuada a un costo mínimo. Generalmente, el costo de peforación y de explosivos disminuye a medida que el diámetro del taladro aumenta. Una relación útil para determinar el diámetro mínimo es la siguiente: D = 0.73 H Donde: D = diámetro del taladro, pulgadas. H = altura de banco, metros. PRINCIPALES MODELOS MATEMATICOS PARA EL CALCULO DEL BURDEN Diversos investigadores han expresado teorías para la voladura de rocas con sus respectivos mecanismos de fragmentación, y algunos de ellos han propuesto fórmulas para el cálculo del burden (B), el cual es uno de los parámetros geométricos más importantes en toda operación de voladura. En actualidad existen una cantidad considerable de teorías para el cálculo del burden, por lo que se enumera los más importantes. Fórmula de Andersen Andersen, en 1952, propuso la siguiente fórmula para el cálculo del burden B  (D x L)1/2 Donde: B = Burden, pies. D = Diámetro del taladro, pulg. L = Longitud del taladro, pies. Modelo Matemático de Hino Kumao El investigador japonés Hino Kumao, basó sus investigaciones en los trabajos de Livingston, realizando estudios acerca de la cargas esférica y cilíndrica; en los que tuvo en cuenta los parámetros de la roca (resistencia tensiva dinámica) y del explosivo (presión de detonación). Hino utilizó los conceptos de energía de deformación explicados por Livingston. La fórmula matemática propuesta por Hino Kumao es el siguiente: B

D  P2    4  S td 

1/ n

Donde: B = Burden, metros. D = Diámetro de la carga explosiva, m. P2 = Presión de detonación de la mezcla explosiva, Mpa. Std= Resistencia a la tensión dinámica de la roca, Mpa. n = Coeficiente que depende de la roca-explosivo; ésto se calcula a partir de voladuras experimentales llamadas pruebas de los cráteres. P log 2 S td n d log 2 0 a Donde:

51 do = Profundidad óptima de una carga explosiva, determinada como la distancia vertical entre la cara libre y el centro de gravedad de la carga, cm. (Prueba del cráter). a = Radio de la carga explosiva. La profundidad óptima se obtiene usando la ecuación siguiente: do = o  V1/3 o = Relación de profundidad: d/N. Siendo d la profundidad del cráter y N la profundidad crítica de la carga explosiva.  = Constante volumétrica del cráter. V = Volumen de la carga usada. Teoría y Modelo Matemático de Richard L. Ash Ash establece que algo de energía de la onda compresiva proveniente de la mezcla explosiva y transmitida a través de la roca es reflejada y refractada cuando se tiene cualquier cambio de densidad o alguna discontinuidad estructural, y la energía restante continuará viajando a la dirección inicial a través del siguiente material hasta encontrar una superficie libre. Además de entender que es lo que sucede durante un disparo es importante conocer cómo los efectos de éste pueden ser controlados para adecuarlos a los requerimientos de su operación, por esta razón R. L. Ash establece 5 estándares adimensionales sobre los cuales se pueden evaluar los disparos. Relación de burden (kb) Está dada por la fórmula siguiente: kB  12

B De

Donde: B = burden, pies. De = diámetro de explosivo, pulg. kB = constante que depende del tipo de roca y el tipo de mezcla explosiva a ser usada. Sus valores se puede observar en tabla 4.2: TABLA 4.2 VALORES DE kB TIPO DE ROCA ROCA ROCA EXPLOSIVO BLANDA MEDIA DURA Baja densidad (0,830 25 20 0,9 gr./cc); baja potencia Densidad media (1,035 20 25 1,2 gr./cc); potencia media Alta densidad (1,3-1,4 40 35 30 gr./cc); alta potencia Relación de profundidad de taladro (kH) Se representa por: kH = H/B

52 Donde: H = profundidad del taladro, pies. kH = 1.5 a 4.0 (promedio 2.6). Relación de subperforación (kJ) Es la relación de la sobreperforación (J) al burden, ambos expresados en pies: kJ = J/B kJ = 0.3 mínimo. Relación de taco (kT) Se expresa mediante la relación siguiente: kT = T/B Donde: T = taco, pies. kT = 0.5 a 1.0 (promedio 0.7). Relación de espaciamento (kS) Relación del espaciamiento sobre el burden, ambos en pies: kS = S/B kS = 1.0 a 2.0. Posteriormente, R. L. Ash modificó su fórmula original estableciendo la siguiente: 1/ 3 De  dr1  1/ 3  SG2 .Ve2 2   B  KB. . .  12  dr 2   SG1 .Ve12 

Donde: B = burden, pies. kB = relación de burden. De = diámetro de la carga explosiva, pulg. dr1 = densidad de roca estándar, x=2.7 TM/m 3. dr2 = densidad de roca a ser disparada, TM/m 3. SG1= gravedad específica de la mezcla explosiva estándar, 1,3. SG2= gravedad específica de la mezcla explosiva a ser usada. Ve1= velocidad de detonación de la mezcla explosiva estándar, 3657.6 m/s. Ve2= velocidad de detonación de la mezcla explosiva a ser usada, m/s. Teoría de C. J. Konya C.J. Konya, analizó y modificó la fórmula de R. L.Ash expresando una nueva fórmula de la manera siguiente: 1/ 3  e    r 

B  3,15. De. 

Donde: B = burden, pies. De = diámetro del explosivo, pulg.

53 δe = densidad del explosivo, g./cc. δr = densidad de la roca, g./cc. Espaciamiento (S) * Para taladros de salida instantánea por fila: S = (H+2B)/3; H≤4B S = 2B; H>4B * Para taladros de salida secuencial por fila: S = (H+7B)/8; H4B Taco (T) T = B; roca masiva. T = 0,72B; roca estratificada. Teoría de G. E. Pearse Inicialmente este investigador plantea la fórmula siguiente:  P  B  K. d .  s   Ts 

1/ 2

Donde: B = burden máximo, pulg. K = constante que depende de las características de la roca (0.7-1.0). d = diámetro del taladro, pulg. Ps = presión estable de la reacción del explosivo, lb/pulg 2. Ts = última resistencia a la tracción de la roca, lb/pulg 2. Posteriormente establece la relación siguiente:  P2    S td 

R  B  K . D.10 3 

1/ 2

Donde: R = radio crítico. B = burden, m. D = diámetro del taladro, mm. P2 = presión de detonación de la mezcla explosiva, MPa. Std= resistencia a la tracción dinámica de la roca, MPa. K = factor de volabilidad de la roca. Se estima un valor de 0.7 a 1.0. En forma práctica se considera para RQD = 20 - 40, K = 0.95 (dato de campo). Para estimar mediante el uso de una ecuación se tiene: K = 1.96 - 0.27 ln(ERQD) Donde: ERQD = Indice de calidad de la roca equivalente (Equivalent Rock Quality Design), %. ERQD = RQD x JSF RQD = Indice de calidad de la roca (Rock Quality Design). JSF = Joint Strength Factor. TABLA FACTORES DE CORRECION PARA ESTIMAR JSF Calidad de roca JSF Fuerte 1,0

54 Media Débil Muy débil

0,9 0,8 0,7

Teoría de la Conminución La conminución es un proceso de reducción del tamaño de una partícula. En ésta el éxito es producir un material con una distribución de tamaños de partículas requeridos a partir de la alimentación de materiales más gruesos. Un parámetro de interés en la Teoría de la Conminución es la energía absorbida por unidad de nueva superficie producida. Naturalmente, esta unidad tiene relación con la energía de deformación por unidad de volumen del sólido a fragmentarse. La energía requerida por unidad de nueva superficie es calculada de un modelo matemático que considera cargas dinámicas y asume que la fragmentación se debe a esfuerzos de tracción. La energía de deformación en la fragmentación tendrá valores diferentes de acuerdo al tipo de fuerza aplicada, porque los materiales sólidos como las rocas tienen resistencias compresivas mayores que sus resistencias a la tracción. Modelo matemático Cuando una partícula es fragmentada bajo esfuerzos de compresión o tracción, la energía de deformación necesaria por unidad de volumen del sólido está dada por la ecuación propuesta por Beke (1964): e

2 2E

Donde: e = energía de deformación necesaria. σ = resistencia a la compresión o tracción. E = módulo de Young. El modelo matemático asume que el material a ser fragmentado es un cubo de lado D, que al final de un proceso de reducción de tamaño de acuerdo al modelo de fracturamiento que puede observarse en la figura 4.2, se obtiene fragmentos de roca de dimensión d. El radio de reducción, R, es D/d. R es igual a n. El número necesario de etapas para la reducción es 3n de acuerdo al modelo matemático asumido. Bajo cargas dinámicas, la fragmentación es realizada por los esfuerzos de tracción reflejados. Estos esfuerzos son generados durante la reflexión en un límite del frente de onda de choque compresiva. El mecanismo de reflexión es mostrado en la figura 4.3. El modelo asume que el frente de la onda de choque ha sido ajustado al cubo final de lado d, es decir, una onda de longitud igual a 2d; y que todas las ondas de compresión son reflejadas en el límite. La energía de deformación necesaria en la fragmentación bajo carga dinámica está dado por:

55

 2 ed  td 2Ed

Donde: ed = energía de deformación dinámica, erg/cm 3. σtd= resistencia a la tracción dinámica. Ed = módulo dinámico de Young.

La energía de deformación necesaria para las etapas 1 hasta n, se calcula para este modelo de la manera siguiente: e1 = ed D3 e2 = ed D2(D-d)

56 = ed D2(D-2d) = ed D2(D-3d) ........... ........... = ed D2[D-(n-1)d] n Ex = Σ ei = ed D2{D+(D-d)+(D-2d)+(D-3d)+...+[D-(n-1)d]} i=1 = edD2{RD-d[1+2+3+...+(R-1 )]} = edD2[RD-d(R-1)R/2] Ex = edD3(R+1)/2 e3 e4 .. .. en

Ex representa el valor de la suma a lo largo del eje x. Para la suma total de los ejes x, y, z esta cantidad se debe multiplicar por 3. Etotal = 3 edD3(R+1)/2 ergios Además esta cantidad se puede dividir por D 3, volumen del cubo, para hallar la energía de deformación por volumen: Etv = 3 ed (R+1)/2 4.3.7.2. Determinación del burden Llevando la teoría de la conminución al proceso de la voladura de rocas es posible calcular la distancia más crítica o burden según la figura 4.4, de la manera siguiente: 1. Se calcula el número total de taladros necesarios para un determinado área (ancho x largo). NT = # filas x # columnas (1) 2. Calcular el número de filas y el número de columnas en el área delimitado. #filas = Ancho del block(A) (2) Burden (B) #columnas= Largo del block(L) + 1 (3) Espaciamiento (E) 3. Reemplazar las ecuaciones 2 y 3 en la ecuación 1. NT = (A/B) [(L/E)+ 1] (4) 4. Elegir la relación E/B porque varía de 1 a 2: E = xB (5) 5. Reemplazando en la ecuación 4 se obtiene: NT = (A/B) [(L/xB)+ 1 (6) 2 NT(xB ) - L.A - x.A.B = 0 (7) 6. También el número de taladros se puede calcular de la ecuación siguiente: NT = Cant. total explosivo (Qe) (8) Carga/taladro 7. Calculando la carga por taladro: Q/tal = LC.Dc Q/tal = (LT - Lt).Dc (9) Donde: LC = longitud de carga.

57 LT = longitud del taladro. Lt = longitud de taco. Dc = densidad de carguío. Considerando: Lt = B Q/tal = (LT - B).Dc

(10) (11)

Reemplazando en 8: Qe NT = --------------(12) (LT - B).Dc 8. Reemplazando la ecuación 12 en obtenemos lo siguiente: x(Qe.x+N)B2 - N(LT.x-L)B -LT.N.L=0 (13)

7 y siguiendo un proceso algebraico

Podemos reducir esta ecuación de la manera siguiente: N = Dc.A (14) P = x(Qe + N) (15) Q = N(LT.x - L) (16) R = LT.N.L (17) Luego, reemplazando estas ecuaciones en 13 tendremos: PB2 - QB - R = 0 (18) A partir de esta ecuación cuadrática se puede hallar el valor del BURDEN.

4.4 Otros Autores Hasta la actualidad se han realizado muchas investigaciones, acumulación de experiencias y trabajos de diferentes índoles, a partir de los cuales se han propuesto otras fórmulas para el cálculo del burden y seguramente estos trabajos

58 continuarán en el futuro obteniéndose otras ecuaciones. A la fecha los más resaltantes son de los investigadores siguientes: Fraenkel (1952), Allsman (1960), Hansen (1967), Ucar (1972), Konya (1972), Foldesi(1960), Praillet 1980), López Jimeno (1980), Borquez (1981), Konya (1983), Berta (1985), Bruce Carr (1985), Olofson (1990), Rustan (19990), Comeau(1995), Roy y Syngh (1998), y otros. Como conclusión ésto nos demuestra que el principal parámetro geométrico para la obtención de una voladura óptima es el burden y por lo tanto debe der determinado correctamente. DISEÑO DE VOLADURA DE ROCAS EN MINERIA SUBTERRANEA 5.1 INTRODUCCION La voladura en minería subterránea puede ser dividida en dos categorías: 1. Voladuras en chimeneas, frentes, galerías o túneles, en los que solamente una cara libre es la superficie donde los taladros son perforados. 2. Voladuras en bancos o tajeos en el que existe uno o más caras libres además de la cara en el que se perforan los taladros. Las voladuras que están incluidas en la segunda categoría pueden ser diseñadas de forma similar como en las voladuras en superficie. Por lo tanto en este capítulo discutiremos solamente las voladuras de la primera categoría, es decir en una cara libre inicial.

METODO SUBLEVEL CAVING

59

METODO BLOCK CAVING Esquema del proceso para el diseño de anillo típico según Hustrulid

Plan de perforación estándar

60

Plan de perforación con taladro central grande DETERMINACION DEL NUMERO DE TALADROS Existen dos ecuaciones empíricas que nos permite calcular la cantidad de taladros requeridos. La primera ecuación es la siguiente: NT 

AxH x10

Donde: NT = Número de taladros. A = Ancho de la labor, m. H = Altura de la labor, m. También se tiene la siguiente ecuación: NT  ( P / dt )  C  S

Donde: NT = Número de taladros P = (S)1/2 x 4 S = Sección, m2. dt = Distancia de taladros. 0,5 para roca dura. 0,6 para roca intermedia. 0,7 para roca suave. C = Coeficiente de roca. 2,0 para roca dura. 1,5 para roca intermedia. 1,0 para roca suave. DISTRIBUCION DE TALADROS Una vez que el corte de apertura ha establecido la cara taladros restantes deben ser posicionados de modo sucesivamente sus burdenes hacia el espacio vacío. Esto visualizar la progresión de la voladura de a medida que cada

libre necesaria, los que ellos rompan es importante para taladro, a su tiempo

61 de iniciación, tenga una cara libre apropiada paralela o casi paralela al mismo. En la figura 5.3, se muestra la nomenclatura típica de los taladros en un frente. Los taladros encendidos inmediatamente después de los taladros del corte son llamados ayudas. Los burdenes de estos taladros deben ser planificados cuidadosamente. Si los burdenes son muy pequeños las cargas no arrancarán su parte de la voladura. Si los burdenes son muy grandes podría congelarse debido a un espacio insuficiente en la cual la roca puede expandirse. Después que varias ayudas han sido iniciadas, la abertura es usualmente suficientemente grande para permitir el diseño de los taladros restantes de la voladura de acuerdo a algunos principios de la voladura de superficie. El voladuras de frentes grandes, las relaciones burden y espaciamiento son usualmente levemente menores que aquellos para voladuras en superficie. En frentes pequeños, donde el espacio es limitado, las relaciones de burden y espaciamiento serán aún más pequeñas. Los últimos taladros a ser iniciados en una voladura subterránea son los taladros del techo, los cuadradores en los lados, y los arrastres en la parte inferior del frente. A menos que una técnica de voladura controlada es usada el espaciamiento entre estos taladros del perímetro es de 20 a 25 veces el diámetro del taladro.

RETARDOS Dos series de retardos están disponibles para voladuras subterráneas; retardos en milisegundos, los cuales son similares como aquellos usados en voladuras en superficie, y lentos, o retardos de túneles. La elección del retardo depende del tamaño del frente a ser volado y en la fragmentación y la forma de la pila de escombros deseada. Los retardos lentos dan fragmentos gruesos y usualmente resulta una pila de escombros más compacta mientras que los retardos de milisegundos dan una fragmentación mas fina y una pila de escombros más desparramada. En frentes pequeños donde el espacio es limitado, particularmente cuando se usan taladros paralelos, los retardos lentos son necesarios para asegurar que la roca de cada taladro tenga tiempo para ser expulsada antes que el siguiente taladro iniciado. Donde se requiere un término medio en el resultado de los retardos en milisegundos y de los retardos lentos, se puede utilizar retardos en milisegundos y evitar algunos periodos de retardo. Ver figura 5.4.

62

FALLAS EN LOS CORTES  ARRANQUE SOPLADO Es la voladura fallado al 100% quedando los taladros intactos o poco deformados y ensanchados a lo largo del taladro, como consecuencia de los siguientes errores o defectos en el terreno. A. Burden inadecuado para el tipo de roca. No hay simetría en los taladros.

B. Explosivo inadecuado para el tipo de roca. C. Fuga de gases en el momento de la detonación debido a la existencia de geodas, fallas, etc., dentro de la roca.

D. Por falta de paralelismo, comunicación o alejamiento entre taladros.

63



ARRANQUE ANILLADO. Cuando los taladros quedan soplados aproximadamente del centro del arranque hacia afuera; quedando triturado la roca en el fondo. Las causas pueden ser: A. Burden inadecuado para el tipo de roca.

B. Alta concentración de explosivo en el fondo del taladro o falta de longitud de carga. C. Cambio de dureza en la roca a lo largo de los taladros.



ARRANQUE CONGELADO O CEMENTADO. Aproximadamente el avance del frente es de 40 a 50% y hacia el fondo, ha quedado cementado por las siguientes causas. A. Longitud de carga excesiva.

EFECTO TAPÓN

64 DESPUÉS DEL DISPARO

CALCULOS DE CARGA PARA TUNELERIA (SEGUN ROGER HOLMBERG) Introducción El desarrollo de galerías es un aspecto muy importante de la minería subterránea. Esto es usual por el porcentaje de roca fracturada durante el desarrollo de una mina usando el sublevel caving, por ejemplo, siendo del 25% del total. También si se considera la cantidad de material fracturad para las galerías de transporte, ventilación, y de exploración, uno puede fácilmente entender que el planeamiento y excavación de las galerías juegan una gran parte en el costo total de la mina. El incremento de la mecanización en la mina demanda túneles de grandes áreas para el transporte y para la maquinaria minera, Con máquinas modernas el trabajo duro manual involucrado ha desaparecido, y un mejor ambiente se ha encontrado. Métodos más racionales podrían ser usados, pero mucha de la experiencia adquirida por el trabajador mediante su cercanía al frente de la roca (tal como la utilización de los planos de debilidad en la roca cuando él ubicaba los taladros) desafortunadamente ha sido perdida. Teniendo tareas separadas para perforación, carguío, y transporte, más atención tiene ser dado al buen diseño de la malla de perforación. Algunas reducciones en el número de taladros requeridos pueden ser realizadas con la perforación mecanizada porque taladros de mayor diámetro pueden ser ejecutados. De otro lado probablemente no es posible tener la misma precisión que con las máquinas neumáticas, y es difícil utilizar taladros más grandes porque éstos causan mayor daño a la roca que permanece después de la voladura. Sin embargo, con el tiempo, la precisión ha alcanzado ser muy buena con los brazos paralelos y dispositivos automáticos para colocarlo en el ángulo deseado. Un arco más grande en el techo de la galería requiere un procedimiento de voladura más cuidadosamente ejecutado para prevenir la caída de roca y asegurar un tiempo suficientemente prolongado de auto sostenimiento. En este punto, relaciones empíricas que pueden ser usados para diseñar un diseño de voladura para galerías será presentado. Los principios del método de cálculo están basados en los trabajos anteriores de Langefors y Kihilstrom (1963) y Gustafsson (1973) Comparación de los Explosivos Para proveer el uso de varios explosivos es necesario tener una base de comparación. Varios métodos han sido desarrollados para caracterizar la potencia de un explosivo. Algunos ejemplos son la comparación de valores dados por: (1) Energías de explosión calculados; (2) Ensayo del mortero balístico; (3) Ensayo de Trauzl en el bloque de plomo; (4) Ensayo de Brisance; (5) El concepto de potencia

65 por peso; y (6) Ensayo de energía de burbuja bajo el agua. Sin embargo, la mayoría de estos métodos deberían ser usados cuidadosamente cuando se quiere establecer la capacidad de fracturamiento de un explosivo en un material rocoso. Dependiendo del tipo de la operación de voladura, es decir, voladuras de cráteres o voladura de bancos, la potencia del explosivo debería ser estimado de diferentes premisas. La mejor manera para ranquear los explosivos, por supuesto, sería medir la capacidad de fracturamiento de la roca en diferentes materiales rocosos con diferentes operaciones de voladura bajo diferentes condiciones de carga. Tales como una evaluación es, sin embargo, prohibitivo debido a los costos y al tiempo involucrado En vez de ello usualmente está restringido al uso de uno de los métodos antes mencionados para la comparación de la potencia. Aquí la relación de potencia por peso Sueco es usado para la correlación de diferentes explosivos. Esta relación está descrita por: s

5 Q 1 V    6 Qo 6 Vo

(1)

Donde s es la potencia relativa por peso a un explosivo de referencia (dinamita LFB); Qo es el calor de explosión para 1 kg. de LFB; V o es el volumen de gas liberado de 1 kg. de LFB en condiciones normales de temperatura y presión (STP); Q es el calor de explosión para 1 kg del explosivo a usar; V es el volumen de gas liberado de 1 kg del explosivo a usar; Q o es 5,0 MJ; y Vo es 0,85 m3. La fórmula está basada en el hecho de que el trabajo de la expansión depende principalmente del calor de la explosión y seguidamente de los productos gaseosos liberados en la reacción. Las constantes 5/6 y 1/6 en la fórmula fueron determinadas en los experimentos de campo donde explosivos de bajos y altos volúmenes de gases fueron usados y comparados a la dinamita LFB bajo condiciones de voladura de bancos. Actualmente, la potencia por peso es raramente expresado relativo al LFB. Usualmente está dado respecto al ANFO. Cuando la potencia por peso es expresado respecto al ANFO, uno debería primero calcular la potencia por peso relativo al LFB y luego dividir el valor por la potencia por peso del ANFO relativo al LFB (0,84). Ver tabla. TABLA 5.1 POTENCIA POR PESO PARA ALGUNOS EXPLOSIVOS Explosivo Dinamita LFB Dynamex B ANFO TNT PETN NABIT GURIT

Q, V, sLFB sDXB sANFO Densidad,kg/ MJ/kg m3/kg m3 5,00 0,850 1,00 1,09 1,19 4,60 3,92 4,10 6,12 4,10 3,73

0,785 0,973 0,690 0,780 0,892 0,425

0,92 0,84 0,82 1,17 0,86 0,71

1,00 0,91 0,89 1,27 0,93 0,77

1,10 1,00 0,98 1,39 1,02 0,85

1450 900 1500 1000 1000

66 Generalmente el concepto de potencia por peso describe la magnitud del trabajo de la expansión que el agente de voladura puede realizar en una operación de voladura mejor que tan solo lo que la energía liberada lo hace. Uno debe entender, sin embargo, que es imposible utilizar la energía total para el fracturamiento de la roca. La energía de explosión es la energía química liberada. Para utilizar toda esta energía con un trabajo de la expansión, los productos gaseosos deberían tener la posibilidad de expandirse a una presión muy baja. El fracturamiento de la roca y la fragmentación primaria están ya completados cuando productos de la detonación se han expandido hasta un volumen cercano a diez veces el volumen inicial del taladro. La presión en los productos en esta expansión está en el rango de 10 a 100 MPa. Cálculo de la Carga y el Diseño de la Malla de Perforación y Voladura La voladura de túneles es una operación mucho más complicada que la voladura de bancos porque está disponible una sola superficie hacia donde el fracturamiento inicial puede ocurrir, este es el frente del túnel. Debido a una alta constricción será necesaria una carga específica mucho más alta. La figura 5.6 presenta una buena guía para el consumo de explosivo para varios tamaños de túneles.

Holmberg, divide en cinco secciones el frente de un túnel, utilizando las denominaciones desde A hasta E, ver figura 5.7. Luego, cada una de estas secciones es tratada de una manera independiente del resto de secciones. Las secciones determinadas son las siguientes: 1. A Sección de corte. 2. B Sección de tajeo. 3. C Sección de “alza”. 4. D Sección de contorno. 5. E Sección de arrastre.

67

68

69

70 Daño a la Roca La expansión repentina causada por una explosión en un taladro genera una onda de esfuerzo que se propaga en la masa rocosa. Para un material elástico el esfuerzo generado es directamente proporcional a la densidad del material, la velocidad de partícula y la velocidad de la onda de propagación. Cerca a la carga la deformación alcanzará una magnitud donde el daño permanente es producido. Por lo tanto este daño tendrá alguna influencia significativa en las condiciones de auto sostenimiento para un túnel dependiendo del carácter del daño, el tiempo de exposición, la influencia del agua subterránea, y la orientación de los planos de juntura con respecto al contorno y la carga estática. Por un tiempo largo, el criterio de daño para estructuras construidas en las cercanías al sitio de voladura ha sido basados en la velocidad pico partícula. En SveDeFo (Fundación Sueca para la Investigación de la Detonación) el mismo criterio ha sido encontrado para la aplicación en la estimación del daño en la roca que queda (Persson, Holmberg, Persson, 1977; Holmberg y Persson, 1978; Holmberg, 1978). La ecuación empírica es v = 700 Q0.7/R1.5 (31) Donde: v = Velocidad de la partícula, mm/s. Q = Peso de la carga explosiva, Kg. R = Distancia, m. Esto es válido para el cálculo de la velocidad partícula en tales distancias donde la carga puede ser tratado como una carga esférica. Para distancias cortas la discrepancia entre los valores calculados y medidos es inaceptable. Realizando una integración sobre la longitud de la carga se encontró que es posible encontrar la velocidad partícula como una función de la distancia, la longitud de la carga, y la concentración de carga por metro de taladro. En la figura 5.15 el cálculo para una carga de 3 m de longitud es dado. Cuando la velocidad de partícula excede algunos valores entre 700 y 1000 m/s (figura 5.15), las fracturas son inducidas a prolongarse en una masa rocosa de granito. Una concentración de 1 kg/m significa que el daño ocurre en una zona de radio de 1,0 a 1,4 m alrededor de la carga. En los experimentos de campo para gneiss, pegmatita, y granito (resistencia a la tensión de 5 a 16 Mpa), una buena relación entre los valores calculados y medidos fueron encontrados. Los reportes acerca de las zonas dañadas también concuerdan bien con las distancias calculadas para cargas similares si el criterio de 700 a 1000 mm/s es usado. Esto es válido para concentraciones de carga e el rango de 0,2 a 75 kg/m.

71

MODELOS MATEMATICOS DE PREDICCION DE LA FRAGMENTACION 6.1 INTRODUCCION Los modelos matemáticos de predicción de la granulometría son utilizados en forma satisfactoria en los países desarrollados, consecuentemente es necesario que en la minería nacional se tenga conocimiento de los mismos y su aplicación en la industria minera de acuerdo a nuestras particularidades. Entre los principales tenemos a los modelos matemáticos de F.C. Bond, Larsson, SVEDEFO, Kuz-Ram, etc. los cuales estudiaremos en este trabajo. 6.2 MODELO MATEMATICO DE F. C. BOND Bond en el año 1952, al postular la tercera teoría de la Conminución inicia un nuevo enfoque en la fragmentación de rocas. Su teoría está basada en tres principios: El primero, expresa que el nivel de energía de los productos es mayor que la energía de entrada o alimentación en una cantidad igual a la energía entregada por la Conminución. El segundo, establece que la energía específica requerida es inversamente proporcional a la raíz cuadrada del diámetro de la partícula. Esto se puede expresar como: 

1 1    P F

W  K 

Donde: W = Energía necesaria para reducir un material de tamaño F a tamaño P (kw/h). P = Tamaño de la partícula producto (pulgadas). F = Tamaño de la partícula de entrada o alimentación (pulgada). K = Constante de proporcionalidad. Según el tercer principio establece que para reducir de un tamaño infinito hasta P igual a 100 micrones se requiere una energía en kw/h/TM; a esta energía se denomina Work Index (Wi). Wi 

K K  100 

 1 1    P F

 W  10Wi 

72 Como el tamaño no es uniforme, Bond usa la distribución de Gates-GaudingSchumman (G-G-S) que es como sigue: 

 x  F ( x )  100   x0 

Donde: F(x) = % cumulado pasante en peso. x0 = Tamaño máximo de una distribución. x = Tamaño de la partícula.  = Constante u

  x 0 Tamaño medio.  1

6.3 MODELO MATEMATICO DE LARSSON Larsson, en 1973, propone un modelo matemático para determinar la abertura de la malla cuadrática por la cual pasa el 50% en peso del material disparado, K 50, ésto es: 

K50  V  e

  S  CE   0,58  ln B  0,145 ln B   1,18  ln C   0,82   

donde: B = Burden (m). S/B= Relación espaciamiento/burden. CE = Consumo específico de energía (kg./m 3). C = Constante de roca. Equivale al consumo específico de explosivo gelatinoso necesario para fragmentar 1 m3 de roca. Varía entre 0,3 - 0,5 kg./m3. V = Constante de volabilidad. En este factor se tiene en cuenta la heterogeneidad y la frecuencia de éstas en el macizo rocoso. 6.4 MODELO MATEMATICO SVEDEFO (Swedish Detonic Research Foundation) El modelo desarrollado por la SVEDEFO relaciona el tamaño promedio k 50 con el burden y el factor de carga, más no toma en cuenta efectos secundarios como sobre rotura y dilución. la fórmula utilizada es la siguiente:  K50 



0,29

 B 2  1,25   S   B  q 5,9   c

1,18

Donde: K50 = Tamaño promedio de los fragmentos de roca volada. B = Burden (m). S = Espaciamiento (m).

73 q c

= Factor de carga (kg./m3). = Constante de roca ( 0,5).

La distribución de tamaños está dada por la relación siguiente:

F ( x)  1  e

 0,76  x   K 50  

1 , 35



Donde: F(x) = Porcentaje de roca por tonelada con una granulometría menor que x (m). x = Tamaño de los fragmentos (m). 6.5 MODELO MATEMATICO KUZ-RAM El modelo de predicción de la fragmentación denominada Kuz-Ram, es una combinación de la ecuación postulada por Kuznetzov y la distribución granulométrica establecida por Rosin-Rammler. Este modelo de distribución de los fragmentos se adapta excelentemente para los fragmentos de roca resultantes de una voladura de producción. La ecuación tiene la forma siguiente:  

F ( x )  100  1  e  



 

x   x0 



a

   

Donde: F(x) = Porcentaje en peso pasante en la malla de abertura x. x = Abertura de la malla (cm). x0 = Tamaño característico de la distribución (cm). a = Indice de uniformidad. Por otro lado, la ecuación de Kuznetzov permite estimar el tamaño medio de los fragmentos producidos por una voladura de rocas con diseño geométrico y con una mezcla dada:  115    PRP 

x  fr  qe 0,8  qb1/ 6  

19 30

Donde: x = Tamaño medio de los fragmentos de la voladura (cm). qe = Consumo específico de energía (kg./m 3). qb = Carga explosiva por taladro. PRP = Potencia relativa por peso. fr = Factor de roca. Protodyakonov propuso ciertos valores para los factores de roca, se muestran en la tabla siguiente:

Tipo de roca Rocas muy blandas Rocas blandas Rocas medias

Factor de roca (fr) 3 5 7

Indice de Protodyakonov 3-5 5-8 8-10

74 Rocas duras fisuradas Rocas duras homogéneas

10 13

10-14 14-16

Haciendo la correspondencia del tamaño medio formulada por Kuznetzov con el 50% en la ecuación de Rosin-Rammler se tiene como resultado la relación siguiente: x0 

x

 0,693 1/ a

Cunningham (1987) desarrolló una expresión para determinar el índice de uniformidad “a”: B  a   2,2  14   

1/ 2







 1 S  B 2

  

 ep   lc  lf  0,1  1    B  l  

0,1



l H

Donde: B = Burden (m).  = Diámetro del taladro (mm). S = Espaciamiento (m). ep = Desviación típica del error de perforación. l = Longitud total de carga. lf = Longitud de carga de fondo. lc = Longitud de carga de columna. H = Altura de banco. Nota: Para mallas tres bolillo se debe incrementar “a” en 10%. 6.6 MODELO MATEMATICO DE DINIS DA GAMA En investigador Dinis Da Gama considera que la voladura de rocas como un proceso de Conminución determina una relación para la distribución de tamaños de fragmentos provenientes de una voladura de rocas; y la expresión matemática de este modelo es la siguiente:  d   B

Pd  aw b 

c

Donde: Pd = Porcentaje acumulado en peso que pasa la malla de tamaño d. w = Cantidad de energía necesaria para fragmentar una tonelada de roca kwh/tn. d = Tamaño del fragmento de referencia. B = Burden (m). a,b,c = Parámetros numéricos que dependen de la naturaleza de la roca, tipo de explosivo y de las mallas de perforación y voladura.

75 Para el fragmento más grande d máximo. Pd = 1

dmax 

B a

1/ c b / c

w

Los valores de a, b y c son constantes que pueden ser obtenidos de una serie de pruebas hechas bajo las mismas condiciones. Así mismo, es necesario cuantificar a, b y c en términos de propiedades de la roca, tipo de explosivo, geometría del disparo, discontinuidades geológicas, calidad de roca, presencia de agua, etc.

PREDICCIÓN DE LA FRAGMENTACIÓN El modelo básico La ingeniería de la fragmentación va a ser una importante parte en la minería en el futuro. Pues las máquinas de carguío son más automatizadas y las fajas transportadoras son una regla, en vez de una excepción, entonces será requerida una especificación del tamaño para el material fragmentado. Esta sección presenta cierta información fundamental sobre este tema. La mayor parte de esta información ha sido adaptada de las publicaciones hechas por Cunningham (1983, 1987). Una relación entre el tamaño medio del fragmento y la energía aplicada a la voladura por unidad de volumen de la roca (carga específica) ha sido desarrollada por Kuznetsov (1973) en función del tipo de roca. Su ecuación es la siguiente:

(1) Donde = tamaño medio de los fragmentos, cm., A = factor de roca (Índice de Volabilidad) = 7 para rocas medias, 10 para rocas duras, altamente fracturadas, 13 para rocas duras débilmente fracturadas,

= volumen de roca (m3) a romper

por el taladro = Burden x Espaciamiento x Altura de banco, = masa (kilogramo) de TNT que contiene la energía equivalente de la carga explosiva en cada taladro. La fuerza relativa por peso del TNT comparado al ANFO (ANFO = 100) es 115. Por lo tanto la ecuación (4.55) basada en ANFO en vez de TNT se puede escribir como

(2) Donde = masa del explosivo utilizado (kilogramo), peso del explosivo ANFO (ANFO = 100).

= fuerza relativa por

76 Ya que

(3) Donde K = Factor Triturante (carga específica) = kg/m 3. La ecuación (2) se puede reescribir como

(4) La ecuación (4) se puede utilizar ahora, para calcular la fragmentación media ( para un factor triturante dado. Solucionando la ecuación (4) para K tenemos:

)

(5) Uno puede calcular el factor triturante (carga especifica) requerido para obtener la fragmentación media deseada. Cunningham (1983) indica que en su experiencia el límite más bajo para A incluso en tipos de roca muy débiles es A=8 y el límite superior es A = 12

En una tentativa de cuantificar mejor la selección de "A", el Índice de Volabilidad propuesto inicialmente por Lilly (1986) se ha adaptado para esta aplicación (Cunningham. 1987). La ecuación es: (6) donde los diversos factores se definen en la Tabla 1. Tabla 1: Factor "A" de Cunningham

Simbolo

Descripcion

Valores

77

A

Factor de Roca

RMD

Descripción de la Masa Rocosa

8 a 12

- Desmenuzable / Friable

10

- Verticalmente Fracturado

JF

- Masivo

50

JF

JPS+JPA

JPS

Espaciamiento de la fracturas verticales - < 0.1m

10

- 0.1 a MS

20

- MS a DP

50

MS

Muy Grande (m)

DP

Tamaño (m) del diseño de perforación asumido DP > MS

JPA

RDI

Angulo del plano de las fracturas - Buzamiento hacia fuera de la cara

20

- perpendicular a la cara

30

- Buzamiento hacia dentro de la cara

40

Índice de densidad de la roca

25 x RD 50

78

RD

Densidad ( t/m3)

HF

Factor de Dureza - si y < 50 GPa

HF = y/3

- si y > 50 GPa

HF = UCS/5

Y

Modulo de Young (GPa)

UCS

Fuerza Compresiva no Confinada (MPa)

Dos ejemplos, para ilustrar este procedimiento han sido dados por Cunningham (1987) Ejemplo 1: Una lava granulosa fina masiva En este caso el UCS es 400 MPa, el módulo de Young es 80 GPa y la densidad es 2.9 t/m3. Existen pequeñas junturas cerradas. El UCS determina el factor de dureza.

Ejemplo 2: Una pizarra carbonífera friable, horizontalmente estratificada. El modulo de Young medio es 18 GPa y la densidad es 2.3t/m 3. Y determina el factor de la dureza.

79 Es importante, conocer la distribución de la fragmentación como también el tamaño medio de la fragmentación. Al respecto se ha encontrado que el fórmula de la Resina-Rammler

(7) Donde = el tamaño de la malla, = el tamaño característico, n = índice de uniformidad, R = proporción de material retenido en la malla, nos da una descripción razonable de la fragmentación en la voladura de roca. El tamaño característico ( ) es simplemente un factor de escala. Es el tamaño a través del cual el 63.2% de las partículas pasaron. Si conocemos el tamaño característico ( ) y el índice de uniformidad (n) entonces una curva típica de fragmentación tal como esta graficado en la Figura 1 puede ser trazada.

Fig. 1 Curva de Fragmentación típica donde se puede observar el porcentaje pasante como función de la abertura de la malla La ecuación (7) puede ser reacomodada para obtener la siguiente expresión para el tamaño característico

(8) Ya que la fórmula de Kuznetsov permite hallar el tamaño el 50% del material pasa, sustituimos estos valores de

en la ecuación (8), encontrando

de la malla por el cual

80 (9) La expresión para "n" desarrollada por Cunningham (1987) a partir de pruebas de campo es:

(10) Donde B = burden (m), S = espaciamiento (m), D* = diámetro del taladro (mm.), W = desviación estándar de la precisión de perforación (m), L = longitud total de la carga (m), H = altura del banco (m). Los valores del burden (B) y el espaciamiento utilizados en la ecuación (10) pertenecen al modelo de perforación y no al modelo de sincronización. Cuando hay dos diferentes explosivos en el taladro (carga de fondo y carga de columna) la ecuación (10) se modifican a

(11 ) Donde BCL = longitud de carga de fondo (m), CCL = longitud de la carga de columna (m), ABS = valor absoluto. Estas ecuaciones son aplicadas a un patrón de perforación (en línea) cuadrado. Si se emplea un patrón de perforación escalonado, n aumenta en 10%. El valor de n determina la forma de la curva de Rosin-Rammler. Valores altos indican tamaños uniformes. Por otra parte valores bajos sugieren un amplio rango de tamaños incluyendo fragmentos grandes y finos. El efecto de los diferentes parámetros de voladura en "n " se indica abajo:

Parámetro

Burden/Diámetro del Taladro

"n" se incrementa tal como el parámetro: disminuye

Precisión de Perforación

aumenta

Longitud de Carga/Altura del Banco

aumenta

81

Espaciamiento/burden

aumenta

Normalmente se desea tener la fragmentación uniforme por eso es que altos valores de n son preferidos. La experiencia de Cunningham (1987) ha sugerido lo siguiente: 1. El rango normal de "n" para la fragmentación de la voladura en un terreno razonablemente competente es de 0.75 a 1. 5, siendo el promedio alrededor 1.0. Mas en rocas competentes tiene valores más altos. 2. Valores de ' n ' debajo de 0.75 representan una situación de "finos y de rocas grandes", cuando esto ocurre en una escala amplia en la práctica, indica que las condiciones de la roca no permiten el control de la fragmentación a través de cambios en la voladura. Típicamente esto se origina cuando se descubre una sobrecarga en un terreno alterado. 3. Para valores debajo 1 las variaciones en el índice de la uniformidad (n) son más propensas presentar fragmentos grandes y finos. Para valores de n = 1.5 y superiores, la textura del material fragmentado no cambia mucho, y errores en nuestro criterio son menos punitivos. 4. La roca en determinado sitio tiende a fracturase en una forma particular. Estas formas pueden llamarse aproximadamente "cubos ', "laminas" o "fragmentos". El factor de la forma tiene una importante influencia en los resultados de las pruebas de tamizado, pues la malla generalmente usada es cuadrada, y retendrá la mayor parte de los fragmentos que tengan cualquier dimensión mayor que la del tamaño de la malla. Esta combinación de las ecuaciones de Kuznetsov y de Rossin-Rammler el llamado modelo de la fragmentación del Kuz-Ram. Se debe tomar precaución al aplicar este modelo simple. Los puntos siguientes deben ser recordados (Cunningham, 1983):   

La iniciación y la sincronización deben ser ajustados para aumentar razonablemente la fragmentación y evitar fallas de tiro o tiros cortados. El explosivo debe producir una energía cercana a la Potencia Relativa por Peso calculada. El fracturamiento y la homogeneidad del terreno requieren una evaluación cuidadosa. La fragmentación se realiza a menudo en la estructura de la roca, especialmente cuando la separación del fracturamiento es más pequeña que el modelo de perforación.

Aplicación del Modelo de Kuz-Ram Existen diferentes escenarios de voladura que pueden evaluarse usando el modelo de fragmentación de Kuz-Ram. Los dos ejemplos considerados por Cunningham (1983) serán explicadas en detalle. La información común a ambas es: D = diámetro del taladro = 50, 75, 115, 165, 200, 250 y 310mm

82 S/B = relación espaciamiento-burden = 1.30 J= Taco = 20 x diámetro del taladro (m) W = desviación del taladro = 0.45 m. A= constante de roca = 10 P=densidad del ANFO = 900 Kg/m3 H = Altura de banco = 12 m. Ejemplo 1. Fragmentación media Constante En este primer ejemplo, los diseños para cada uno de los 7 diferentes diámetros de taladros deben ser determinados bajo la restricción de que la fragmentación media para cada uno debe ser constante en = 30 cm. Este es el mismo tipo de problema que se tiene cuando el mineral debe pasar a través de una trituradora pequeña. La distribución de la fragmentación y el tamaño máximo de bancos también deben ser calculados. Paso 1: La cantidad de explosivo ( nivel del pie del banco, se calcula.

) que debe contener cada taladro, sobre el

(12) Donde D = diámetro del taladro (m), L = longitud de carga sobre el pie del banco (m) = H - 20D, H = altura de banco. Los valores de L y , son mostrados en la Tabla 2 para los diversos diámetros del taladro. Debe notarse que el efecto de cualquier sub perforación no ha sido incluido. Paso 2: El Factor Triturante (K) requerida para obtener el tamaño medio de la fragmentación = 30 cm en una roca con una constante A = 10 se calcula usando

Para el ANFO,

= 100, por lo tanto

(13)

83 Los valores resultantes son mostrados en la Tabla 2. Tabla 2. Valores calculados para, L, y K como una función del diámetro del taladro para el Ejemplo 1

D (m)

L (m)

Qe (Kg/taladro)

50

11.0

19.4

0.525

75

10.5

41.8

0.616

115

9.7

90.7

0.723

165

8.7

167.4

0.822

200

8.0

226.2

0.875

250

7.0

309.6

0.934

310

5.8

394.0

0.983

Paso 3: Utilizamos los valores conocidos de K y de la roca (

K (Kg/m3)

para determinar el volumen

) que puede romperse.

(14) Ya que la altura de banco (H = 12 m) y la relación de espaciamiento-burden es mantenido constante (S/B = 1.30), los valores de B y S se hallan usando la Ecuaciones (15) y (16)

(15)

(16) Los valores son mostrados en la Tabla 3 Paso 4: Los valores de n son calculados usando la Ecuación 1(0)

84

Donde D ' = diámetro de la perforación en el milímetros. Los resultados son mostrados en la Tabla 4 Tabla 3. Valores calculados de , B y S en función del diámetro del taladro para el Ejemplo 1.

D (mm)

V0 (m3)

B x S (m2)

B (m)

S (m)

50

36.95

3.08

1.54

2

75

67.86

5.65

2.08

1.71

115

125.45

10.45

2.84

3.69

165

203.65

16.67

3.61

4.7

200

258.21

21.54

4.07

5.29

250

331.48

27.62

4.61

5.99

310

400.81

33.40

5.07

6.59

Tabla 4, Valores calculados para n y Xc, para el Ejemplo 1.

D (mm)

n

Xc (cm)

50

1.230

40.4

75

1.332

39.5

115

1.352

39.3

165

1.288

39.9

85

200

1.217

40.5

250

1.096

41.9

310

0.931

44.5

Paso 5: El tamaño característico (Xc) se determina aplicando la Ecuación (8)

Para el caso especial cuando

Así

(17) Los valores resueltos, para Xc, son mostrados en la Tabla 5 Paso 6: Utilizamos la ecuación (7)

Para calcular valores de R (la fracción retenida) para diferentes tamaños (Xc). en estos casos los tamaños seleccionados son 5 cm., 30 cm., 50 cm. y 100 cm. Usando los valores de n y de Xc para un diámetro de taladro = 200 mm. encontramos lo siguiente.

Sustituyendo los valores deseados de X

X (cm)

R

86

5

0.925

30

0.500

50

0.275

100

0.050

Que quiere decir que 5% (R = 0.05) del material sería retenido en una malla con una abertura de 100 cm. Tal como esperar que el 50% (R = 0.50) del material sea retenido en una malla con 30cm de abertura. Los valores, para los otros diámetros de taladro se dan en la Tabla 5. Tabla 5. Porcentaje (expresado como una relación) retenido como una función del diámetro del taladro y el tamaño de la malla

Diámetro del Taladro (mm.)

Porcentaje Retenido (R) X = 5 cm.

X = 30 cm.

X = 50 cm.

X = 100 cm.

50

0.926

0.500

0.273

0.047

75

0.938

0.500

0.254

0.032

115

0.940

0.500

0.250

0.029

165

0.933

0.500

0.263

0.038

200

0.925

0.500

0.275

0.050

250

0.907

0.500

0.297

0.075

310

0.878

0.500

0.328

0.119

Paso 7: Utilizamos la Ecuación (18) para calcular el máximo tamaño de los bancos producidos (MTB).

(18)

87 Esto se define como el tamaño de la malla por el cual el 98% (el tamaño medio + 2 desviaciones estándar) del material pasaría. El Tamaño máximo de los bancos para los diversos diámetros de taladro, que corresponde a R = 0.02 son mostrados en la Tabla 6. Los resultados son trazados en el la Figura 2. Se puede ver que cuando el diámetro del taladro aumenta, a. la carga específica requerida aumenta muy abruptamente b. el tamaño máximo de los bancos aumenta drásticamente cuando el diámetro del taladro es mayor de 115mm. Esto es debido a resultados contradictorios de la relativa precisión de perforación y la igualdad de distribución de los explosivos. Lo anterior mejora y lo posterior empeora con el aumento del diámetro del taladro. c. Aunque la fragmentación media es constante, la proporción de ambos finos y gruesos aumenta.

Figura 2. Carga Específica, Porcentaje Pasante en Peso y Tamaño máximo de los bancos como función del Diámetro del Taladro

88 Tabla 6. Tamaño Máximo de los Bancos (cm) como función del diámetro del taladro

D (mm)

Tamaño Máximo de los Bancos (cm)

50

122

75

110

115

108

165

115

200

124

250

145

310

193

Ejemplo 2. Factor Triturante (densidad de carga) constante En este segundo ejemplo el Factor Triturante (K) será tomado constante K = 0.5 Kg/m3 Y el  tamaño máximo del fragmento.  tamaño medio del fragmento,  distribución de la fragmentación, Serán calculados con diámetros de los taladros desde 50 mm. hasta 310 mm. Como en el ejemplo anterior lo siguiente será asumido ANFO ( = 900Kg/m3) S/B = 1.3 Taco = 20 veces el diámetro del taladro (m) La cantidad de carga por cada taladro ( ) en la longitud de carga (L) será igual que en Ejemplo 1. Los valores de burden y el espaciamiento son dados en la Tabla 7. Los valores de n son calculados ahora usando la Ecuación (10). Los valores están mostrados en la Tabla 7. Tabla 7. Valores de la longitud de carga, burden, espaciamiento y n para el ejemplo 2

89 D (mm)

L (m)

B (m)

S (m)

n

50

11.0

1.58

2.05

1.235

75

10.5

2.31

3.01

1.336

115

9.7

3.41

4.43

1.343

165

8.7

4.63

6.02

1.268

200

8.0

5.39

7.00

1.94

250

7.0

6.30

8.19

1.073

310

5.8

7.11

9.24

0.912

El tamaño medio de la fragmentación (

) se calcula usando la Ecuación (4)

Los valores calculados son mostrados en la Tabla 8. El tamaño característico X c es obtenido por

Estos valores se han agregado a la Tabla 8. Finalmente, el tamaño máximo de los bancos (tamaño de malla por el cual pasa el 98% del material) según lo determinado por

Son mostrados en la Tabla 8. Los porcentajes retenidos en mallas que tienen aberturas de 100 cm. y 5 cm. se han calculado usando

Son dados mostrados en la Tabla 9. Los valores se han trazado en la Figura 3. se observa que cuando el diámetro del taladro aumenta, a. se incrementa el tamaño medio de la fragmentación por encima del 60% b. EL fragmento mas grande (>100 cm.) se incrementa desde 5% hasta 25% c. los finos no varían mucho pero son mínimos para los diámetros medianos. Los diámetros pequeños generan más finos debido a la proximidad de los taladros y un mayor efecto sobre el error de perforación. En taladros de

90 diámetros grandes son causadas por la trituración intensiva alrededor de la pared del taladro. d. el tamaño máximo de la fragmentación aumenta justo entre 1 m hasta casi 2.8 m. En una sobrecarga la fragmentación rara vez es un factor crítico y el diseño de voladura para taladros grandes se puede basar en un Factor Triturante constante. Tabla 8. Valores calculados de X,Xc, y MTB como una función de l diámetro del taladro

D (mm)

X (cm)

Xc (cm)

MTB (cm)

50

31.2

41.98

1.27

75

35.4

46.57

1.29

115

40.3

52.95

1.46

165

44.7

59.68

1.75

200

47.0

63.89

2.00

250

49.5

69.65

2.48

310

51.5

76.97

3.43

Tabla 9. Fracción retenida por mallas con aberturas de 100 cm y 5 cm como función del diámetro del taladro.

D (mm)

R (100)

R (5)

50

0.054

0.930

75

0.062

0.951

115

0.095

0.959

165

0.146

0.958

91

200

0.181

0.953

250

0.229

0.942

310

0.281

0.921

Figura 3. Porcentaje pasante en peso, máximo tamaño de bancos y fragmentación media como EFECTOS MEDIO AMBIENTALES DE LA VOLADURA DE ROCAS Existen cuatro efectos medio ambientales causados por la voladura: 1. Esquirla de roca.

92 2. Vibraciones del terreno. 3. Aire producido por la voladura (airblast). 4. Polvo y gases. La esquirla de roca es causa potencial de muerte, lesiones serias y daños a propiedades. Las vibraciones del suelo y el golpe de aire son causas potenciales de daños a propiedades y molestias personales, pero es muy improbable que causen lesiones personales. La esquirla de roca, las vibraciones del suelo y el golpe de aire, representan energía explosiva perdida. Excesivas cantidades de estos efectos laterales no deseados son causados por un diseño de voladura impropio o falta de atención a la geología. Cuando suceden excesivos efectos laterales, parte de la energía explosiva que fue destinada para dar una adecuada fragmentación de la roca y el desplazamiento, es perdida hacia las rocas vecinas y la atmósfera. Problemas serios de gas polvo, son raramente ocasionados por la voladura de rocas. Una cantidad más grande lo normal de polvo podría ser causada por un disparo violento. Gases nocivos, normalmente óxidos de nitrógeno o monóxido de carbono, son el resultado de una reacción ineficiente del explosivo. Debido a su naturaleza esporádica, las voladuras no representan una fuente significativa de contaminación del aire. Cuando se ejecutan voladuras en las proximidades de estructuras tales como casas, hospitales, escuelas y templos, una inspección previa a la voladura, documentando la condición de las estructuras, frecuentemente es beneficiosa. Un inspección previa a la voladura tiene un doble propósito. En primer lugar, ésta incrementa la comunicación entre la comunidad y el operador de la mina. Se ha reconocido ampliamente que las buenas relaciones públicas son el mejor medio del operador para reducir las demandas causadas por la voladura. Una inspección previa a la voladura ayuda al operador a mantener buenas relaciones con la comunidad. Muchas compañías han estado realizando inspecciones previas a la explosión por años y han encontrado que éstas son una excelente inversión. El segundo propósito de una inspección previa a la voladura es proveer un registro de base de la condición de una estructura contra el cual los efectos de la voladura pueden ser evaluados. Cuando se combina con una inspección posterior a la voladura, ésto ayudará a asegurar una resolución equitativa de los reclamos debido a los daños de la voladura. Se requiere una inspección previa a la voladura solicitud de los propietarios de todas las casas al alcance de 0,5 millas de la voladura en minas de carbón en superficie. Una buen un registro de las voladuras es esencial para cualquier operación de voladura exitosa. Un registro de voladuras es útil en determinar la causa de los resultados no deseados de la voladura tales como esquirlas de roca, golpe de aire, vibraciones del suelo y una fragmentación deficiente. El registro de voladuras podría asimismo proveer una excelente evidencia en litigios por daños de voladura o molestias. Dependiendo de la situación de la voladura, alguna información contenida en el registro de voladura podría no ser requerida. Al reverso del registro de voladuras, debería dibujarse un bosquejo de la plantilla de

93 la voladura, incluyendo retardos y otro bosquejo de un taladro cargado típicamente. REGISTRO DE VOLADURA Fecha:--------------------------------Compañía:------------------------------------------Lugar de la voladura: -----------------------------------------------------------------------Tiempo de la voladura:----------------------------------------------------------------------Fecha de la voladura:------------------------------------------------------------------------Nombre del encargado de la voladura:--------------------------------------------------Dirección:-------------------.Distancia:-------------- de la voladura a la construcción de una vivienda, escuela, iglesia, comercio u otra institución. Clima:------------------------Temperatura:-----------------Dirección y velocidad del viento:------------------------Cubierta de nubes:-----------------------------------Tipo de material volado:--------------------------------------------------------------------Número de taladros:--------------Burden:----------------Espaciamiento:------------Profundidad:----------------------Diámetro:----------------------------Tipo de explosivo usado: ------------------------------------------------Peso máx. de explosivo detonado dentro de cualquier período de 9 ms:---------Número máx. de taladros detonados dentro de cualquier período de 9 ms:----Peso total de explosivos, incluyendo primers, de esta voladura:-------------------Método de iniciación y tipo de circuito: -------------------------------------------------Tipo y longitud de taco:----------------------------------------------------------------------Fueron usados esteras u otros tipos de protección?-----------------------------------Tipo de fulminante de retardo usado:----------------------------------------------------Periodos de retardo usados:----------------------------------------------------------------Datos sísmico: T------------------, V-----------------, L--------------------, dB-----------Ubicación del sismógrafo:--------------------Distancia desde la voladura:---------Nombre de la persona que toma la lectura del sismógrafo:-------------------------Nombre de la persona y empresa que analiza el registro del sismógrafo:-----------------------------------------------------------------------------------------------------------Firma del encargado de la voladura:--------------------------------------------------------Ejemplo de un registro de voladura. Vibración y air blast El ruido de la minería es una fuente común de preocupación porque las emisiones sonoras de funcionamiento con frecuencia se producen de forma continua. Esto puede interferir irrazonablemente con el día a día de las actividades, sobre todo de concentración, la recreación y el sueño, y en consecuencia un efecto negativo en equipamiento residencial. Vibración y air blast de voladura puede dar lugar a preocupación de la comunidad debido principalmente al temor de daños estructurales. Este temor ocurre porque las personas son capaces de detectar vibraciones en niveles que están muy por debajo de los que tengan por resultado incluso superficial (aparente más que real) los daños a los edificios y elementos de valor patrimonial. Efecto de las vibraciones de tierra para ser humano

94 0.1 0.15 0.35 1.00 2.00 6.00 14.00 17.8

mm/s mm/s mm/s mm/s mm/s mm/s mm/s mm/s

no perceptible casi no notable rara vez se observa siempre notable claramente perceptible muy notable muy notable grave notable

Daños previstos PPV (mm / s) 13 Límite inferior de los daños a las paredes de yeso 19 Limite inferior de las estructuras de pared seca 70 menor daños 140> 50% de variación de daños menores a estructuras 190 50% de probabilidad de daños importantes FRAGMENTACION DE ROCA POR PLASMA Estrellas y rayos son ejemplos de plasmas en la naturaleza, y es posible producirlo con métodos tecnológicos. El plasma es un gas ionizado, un gas a alta temperatura, se dice que es el cuarto estado de agregación de la materia. Las estrellas, el sol, los rayos, son ejemplos de plasmas en la naturaleza. También es posible producir plasmas con métodos tecnológicos; los tubos fluorescentes, la soldadura al arco, son ejemplos de plasmas producidos para aplicaciones específicas. Una de las formas de producir plasmas es con descargas eléctricas pulsadas. Por ejemplo entre dos eléctrodos entre los que hay gas se aplica alto voltaje (miles de voltios) en un tiempo muy corto (fracciones de segundo), así el gas se ioniza, produciendo un "rayo". El proceso de ionización puede dar origen a una onda de choque. Esta onda de choque va transfiriendo energía de manera muy rápida a su medio circundante. Mientras más rápida es la transferencia de la energía, mayor es la potencia del proceso. Este mecanismo puede ser usado para fragmentar rocas. En este caso el gas es reemplazado por un medio líquido, un electrolito. Se introduce en la roca un cartucho que contiene el electrolito y los electrodos. Al conectar estos electrodos a un generador de potencia pulsada (un banco de condensadores) se produce la ruptura dieléctrica del electrolito, generando un plasma, y una onda de choque en un medio incompresible. Esta fuerza expansiva es el inicio de un

95 proceso de propagación de fracturas dentro de la roca, proceso que finalmente culmina con la roca fragmentada. El sistema de fragmentación de rocas por plasma tiene las ventajas que produce bajas vibraciones y poca cantidad de gases tóxicos. En una excavación controlada de roca es muy importante proteger las estructuras ya existentes, el método de fragmentación por plasma produce vibraciones menos intensas que los métodos convencionales con explosivos. Por otro lado, el explosivo produce gran cantidad de gases tóxicos, en cambio el método por plasma no produce gases tóxicos, y los que se producen son en cantidades muy pequeñas y con baja dispersión. En la actualidad existen sistemas comerciales de fragmentación de rocas por plasma, sin embargo la información técnica relevante se mantiene de manera reservada (duración y energía de la descarga eléctrica, componentes del electrolito, geometría de los electrodos, etc.). Asimismo como esta es una tecnología reciente es posible aún optimizarla. Las dos razones anteriores justifican o motivan la realización de investigación en el tema.