87267_MATERIALDEESTUDIO-PARTEIB.pdf

50 99

PROPIEDADES FISICAS Las propiedades físicas del macizo rocos que se deben estudiar o, son las siguientes: • • • • •

Densidad Gravedad especifica (G) Peso especifico (γ). Porosidad (n). Permeabilidad, etc.

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100

PROPIEDADES MECANICAS Las propiedades mas importantes que se deben determinar del macizo rocoso, son las siguientes: • Ensayo de Compresión Uniaxial. • Ensayo de Carga Puntual. • Ensayo de Corte Directo. • Ensayo para la determinación de las Constantes Elásticas. • Ensayo de Compresión Triaxial. • Ensayo de Tracción Indirecta – Brasilero. • Velocidad de la onda longitudinal o principal (Pwv).

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51 101

TEORIA DE FALLAS Para el presente curso solo se mencionaran las teorías de fallas propuestas por los siguientes investigadores. • • • • • •

Criterio de falla de Mohr (roca sin cohesión). Criterio de falla de Coulomb. Criterio de falla de Mohr-Coulomb. Criterio de falla de Griffith. Criterio de falla de Griffith, modificado. Criterio de falla de Hoek & Brown, etc.

Cabe enfatizar que la teoría mas usada y moderna es la de Hoek & Brown.

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102

CARACTERIZACION GEOMECANICA DEL MACIZO ROCOSO Los investigadores tales como Deere, Bieniawski, Barton, etc., han realizado estudios a cerca de la caracterización del macizo rocoso, y han postulado lo siguiente: •El RQD •El RMR •El Q de Barton •El Rmi, etc.

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52 103

ROCK QUALITY DESIGNATION RQD RQD =

Σ Longitud total de testigos ≥ 10cm.

x100

Longitud total

RQD (%)

Calidad de la roca

100 – 90

Muy buena

90 – 75

Buena

75 – 50

Mediana

50 – 25

Mala

25 - 0

Muy mala

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104

En caso que no se cuente con testigos adecuados, Palmström (1982) Propone el RQD que puede ser calculado, definiendo un RQD superficial según la siguiente expresión matemática:

RQD = 115 − 3.3 x J v (%) Donde: Jv = Numero de contactos por m3 Jv = Jx + Jy + Jz Para Jv < 5 → RQD = 100

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

RQD = 100 e − 0 . 1 λ (0 . 1 λ + 1 ) Dond : λ =

N º discontinuidades m

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53 105

Z. T. Bieniaswki El valor del RMR se calcula de la siguiente manera: RMR =

1 +

2 +

3

4

+

+

5

+-

6

Valor de un parámetro individual. 1. 2. 3. 4. 5. 6.

Resistencia compresiva uniaxial del macizo rocoso (Sc). Designación de calidad de roca (RQD) Espaciamiento de las discontinuidades. Condición de las discontinuidades. Condición de agua subterránea. Orientación de las discontinuidades.

Las siguientes clases de los macizos rocosos son definidos por el valor RMR: RMR

Clase Nº

Clasificación

100 – 81

I

Roca Muy buena

81 - 60

II

Roca Buena

60 - 41

III

Roca Regular

40 - 21

IV

Roca Pobre

< 20

V

Roca Muy pobre

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106

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

: Parámetro definido por Deere (1964) : Número de contactos. : Numero de rugosidades. : Numero de alteración : Condición de agua subterránea : Factor de reducción del esfuerzo (stress reduction

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

 RQD   J r   J w   x  x Q =   J J SRF    n   a P h.D – Carlos Agreda - [email protected] - Consultor Intercade

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54 107

El valor de Q puede variar aproximadamente entre 0,001 y 1000, dentro de este rango se definen nueve calidades de roca, tal como se muestra en la tabla siguiente:

Calidad de Roca

Q

Excepcionalmente mala

0.001 – 0.01

Extremadamente mala Muy mala

0.01 – 0.1 0.1 – 1.0

Mala Regular

1.0 – 4.0 4.0 – 10.0

Buena

10.0 – 40.0

Muy buena Extremadamente buena

40.0 - 100.0 100.0 - 400.0

Excepcionalmente buena

400.0 - 1000.0

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108

ESTA CORRELACION ENTRE EL RQD, EL RMRS Y EL Q SYSTEM Resistencia, Rigidez, Tamaño del bloque Integridad estructural Estabilidad, Vida útil, etc. Clasificación 0.001

Barton

Bieniawski

0

0

Deere

Q

9

RMR

RQD 5

1000

5

100

100

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55 109 109

PROCESO DEL FRACTURAMIENTO DE ROCAS

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110

EVOLUCION DE LOS CONCEPTOS DEL PROCESO DE FRACTURAMIENTO DE ROCAS 1º

Energía producida por la detonación de una mezcla explosiva comercial Actúa sobre

2º

Energía producida por la detonación de una mezcla explosiva comercial Actúa sobre (acción)

3º

Energía producida por la detonación de una mezcla explosiva comercial Actúa sobre (acción)

Una masa rocosa

Una masa rocosa (medio)

Una masa rocosa (medio)

Durante un tiempo determinado

Produce un movimiento de la roca (efecto)

Produce movimiento y fragmentación esta (efecto)

un la de

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56 111

Otros investigadores del presente siglo proponen el diagrama conceptual siguiente: Mostrando los conceptos de la evolución de la ciencia de la voladura de rocas:

1. INTUICION (Lógica simple)

3. PRINCIPIOS (Procesos del fracturamiento, etc.)

2. EMPIRISMO (Consumo especifico)

4. CIENCIA (Modelos geológicos, geomecánicos y matemáticos)

Conocimiento

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112

ETAPAS DEL PROCESO DEL FRACTURAMIENTO DE ROCAS La mayoría de los investigadores están de acuerdo en que 3 son las etapas o fases principales que toman lugar en el proceso del fracturamiento de rocas por la acción de una mezcla explosiva comercial:

• Primera fase: Fracturas radiales (Brisance). • Segunda fase: Empuje hacia adelante (heave). • Tercera fase: Fragmentación.

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57 113

PRIMERA FASE: FRACTURAS RADIALES (BRISANCE) Cuando cualquier mezcla explosiva comercial que se encuentra cargada dentro de un taladro es detonada, se producen ondas compresivas o de choque. La forma y magnitud de estas ondas compresivas que viajan a altas velocidades cuyo rango esta entre 3,000 – 5,000 m/seg., dependerá del tipo de mezcla explosiva comercial, del tipo de roca, del numero y posición de los boosters, altura de carga, diámetro del taladro y la relación de la velocidad de detonación con la velocidad de propagación de las ondas a través del macizo rocoso. Se debe mencionar que estas primeras fracturas radiales se producen en las zonas adyacentes a los taladros y el tiempo necesario para esto, esta entre 1 a 2 ms.

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114

SEGUNDA FASE: EMPUJE HACIA ADELANTE (HEAVE) Las altas presiones de los gases, hacen que estos produzcan las ondas compresivas las cuales serán refractadas y reflejadas. Las ondas compresivas reflejadas cambiaran de signo (negativo) y se convertirán en ondas tensionales. Esta transformación ocurrirá cuando las ondas compresivas arriben a una cara libre, cuando la masa rocosa cambie de densidad o cuando ellas encuentran fallas geológicas o planos estructurales, etc., etc. El fracturamiento de la roca comenzara en la cara libre o en cualquier discontinuidad donde las ondas compresivas son reflejadas.

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58 115

TERCERA FASE: FRAGMENTACION En esta etapa se produce la fragmentación total de la roca. JOHANSSON: Ha dicho que:”Bajo la influencia de las altas presiones de los gases producidos por la detonación de cualquier mezcla explosiva comercial; las primeras fracturas radiales son extendidas, la cara libre falla y esta es movida hacia el frente”. Como en el caso del empuje hacia adelante (HEAVE); la primera parte del macizo rocoso es movida hacia adelante y la nueva cara libre reflejara lo restante de las ondas de choque producidas por las ondas compresivas.

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116

Muchos investigadores han dicho que: La fragmentación es la más importante y única variable que debe ser tomada en cuenta para evaluar los resultados de un disparo desde un punto de vista técnico-económico-ecológico. Es debido a que la fragmentación es la única variable que Interrelaciona a todas las operaciones minerometalúrgicas que conforman el ciclo total de la extracción del mineral (pre-minado, minado propiamente dicho, procesamiento de minerales, y venta de los productos minerales) .

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59 117

Distancia burden(d)

d

1era. Fase fracturas radiales (Brisance)

d

2da. Fase empuje hacia delante (Heave)

Cara libre

Cara libre

Cara libre

d

3era. Fase fragmentación

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118

LA FIGURA MUESTRA EL PROCESO DEL FRACTURAMIENTO DE ROCAS DIVIDIDO EN CINCO ETAPAS O FASES Movimiento del burden

1. Zona de trituración

2. Grietas radiales

3. Propagación sísmica de las ondas de shock y expansión de gases

4. Reflexión

5. Movimiento del burden, face slabbing and crak network formation

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60 119 119

INGENIERIA DE EXPLOSIVOS

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120

INGENIERIA DE EXPLOSIVOS De acuerdo al diagrama conceptual Nº 1, para obtener buena fragmentación como resultado de una voladura de rocas, en primer lugar se debe estudiar ingeniería de explosivos. De acuerdo a la metodología que exige este tercer milenio que las clases deben ser interactivas con mayor frecuencia entre: Profesor-estudiante, de tal manera que al finalizar el curso los resultados sean óptimos por lo cual el presente capitulo, se ha dividido de la siguiente manera: • Accesorios de voladura. • Mezclas explosivas comerciales (MEC).

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61 121

Ing. Minera (Subterráne ay superficial)

Prospección sísmica

Soldar y Moldear metales (Incompatibles)

Ing. Civil (Túnel, carreteras, presas, demoliciones, etc.)

Ing. de Explosivos

Ing. Agrícola (Remover troncos)

Otros

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122

ACCESORIOS DE VOLADURA MAS USADOS A NIVEL MUNDIAL EN LA MINERIA • • • • • •

Mecha de seguridad Mecha rápida Cordón detonante Fulminantes comunes Fulminantes eléctricos Fanel • Nonel. • Retardos para cordón detonante • Booster convencional • Booster aluminizado, • Fulminantes electrónicos • Fulminantes sismográficos, etc.

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62 123

DESARROLLO HISTORICO DE LAS MEC.

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124

DESARROLLO HISTORICO DE LA MEC. • • • • • • • • • • • • •

Pólvora Negra (C, S, NO3N2) Nitrocelulosa (4C6N3H7O11) Nitroglicerina (4C3N3H5O9) Dinamita (NG + Kieselghür) Dinamitas Amoniacales y Gelatinosas AN/FO Slurries Slurries (Empacados) Al/AN/FO, SAN/FO, Slurries (A granel) Slurries para Diámetros pequeños Emulsiones Emulsiones para Diámetro pequeño y AN/FOs pesados (Heavy AN/Fos) • AN/CO para Open Pit y Operaciones mineras Subterráneas • Agente de voladura para voladura controlada

1300 – 1900. 1832 1846 1865 1875 – 1950. 1940 1950 1960. 1968 1970 1972 1975 1980 August 2002 2007

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63 125

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126

AN/FO EL AN/FO debe ser sometido a las pruebas de: Absorción y Retención del petróleo. En esta prueba se trata de demostrar si el AN usado para la

formulación

del

AN/FO

cumple

con

todas

las

especificaciones exigidas entre ellas buena absorción y retención de petróleo. Si la proporción cuando de formula el AN/FO fue la adecuada.

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64 127

Por seguridad y por regulaciones a nivel mundial Todas las MEC deben pasar pruebas de control de Calidad, tales como: • Absorción y retención de petróleo • Densidad • Mínimo booster • VOD, etc.

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128

DIAGRAMA CONCEPTUAL MOSTRANDO EL CARGUIO, CONEXIONES Y LA SECUENCIA DE SALIDA DE UNA OPERACION DE VOLADURA TIPICA PARA MINERIA OPEN PIT

MEHCA DE SEGURIDAD

Ø= 9 7/8´´ S 90º

CRESTA

MANGUERA FANEL MEC

MEHCA DE SEGURIDAD CARA LIBRE

BOOSTER HB SOBRE PERFORACION

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65 129

PRUEBA TRAUZIL (POTENCIA RELATIVA) Norma INDECOPI 311.191

MECHA Y FULMINANTE N° 6

CAVIDAD CILINDRICA DE 62 cm3 (*)

10 g DE EXPLOSIVO A ENSAYAR

EXPANSION PRODUCIDA DESPUES DE LA DETONACION

MOLDE DE PLOMO DE DIMENSIONES ESPECIFICAS

RESULTADO

ENSAMBLE

(*) Se agraga 8 cm3 por el volumen ocupado por el detonador, total 70 cm3

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130

PRUEBA HESS (PODER ROMPEDOR) Norma ITINTEC 311.193

ENSAMBLE DE PRUEBA

Detonador Nº6

100 g de explosivo

Disco de acero (4mm x 40mm de Ø) Disco de plomo (65mm x 45mm de Ø)

EJEMPLOS DE RESULTADOS APLASTAMIENTO EN MM

Placa de fiero (Base mínima de 8 mm)

1

2

3

GELATINA ESPECIAL 75

SEMEXSA 45

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66 131

BALANCE DE OXIGENO La mayoría de las MEC son formuladas para tener aproximadamente un balance de oxigeno OB ≈ 0, esto es que los elementos constituyentes principales tales como: H, N, O y C en la MEC deben estar en la proporción de tal manera que en los gases resultantes de la detonación todo el O2 reacciona para formar H2O, el N combinado reacciona para formar nitrógeno molecular N2 y el carbón reacciona para formar CO2. Si hubiera suficiente oxigeno O2 presente en la MEC para formar H2O y CO2, entonces se dice que la MEC esta balanceada en oxigeno. SI hubiera una deficiencia se dice que el OB es negativo y si hubiera un exceso se dice que el OB es positivo.

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132

Cuando una MEC balanceada no contiene otros elementos con afinidad por oxigeno el balance de oxigeno = 0 puede ser expresado matemáticamente como sigue:

OB = O0 − 2CO 2 − H 2O = 0 → (1) En la ecuación anterior O0 es el numero de átomos gramos de estos elementos (normalmente 100g) de MEC, y el H2O y CO2 son moles producidos por unidad de peso de la MEC.

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67 133

Se debe expresar que en una forma mas general para cualquier MEC conteniendo C, H, N y O, la ecuación (1) puede ser expresada de la siguiente manera:

O B = O0 − 2 C 0 −

1 H 0 → ( 2) 2

Donde: O0, C0 y H0 representan el numero de átomos gramos de estos elementos por peso unitario de la MEC. O0 es corregido con la cantidad combinada con elementos para formar productos sólidos, tales como: CaO y Na2O, cuando tales elementos están presentes. P h.D – Carlos Agreda - [email protected] - Consultor Intercade

134

CALOR DE EXPLOSION (Q3) La energía producida por la detonación del AN/FO puede ser calculada usando la siguiente expresión matemática:

Q3 = H P − H R → (3) Donde: Q3 = Calor de explosión en Kcal/Kg. HP = Calor de formación de los productos HR = Calor de formación de los reactantes.

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68 135

CLASIFICACION DE LAS VARIABLES QUE DEBEN SER TOMADAS EN CUENTA PARA DISEÑAR UN DISPARO PRIMARIO 1. Variables no controlables. 2. Variables controlables.

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136

Geométricas

Variables Controlables

Burden (B) Diámetro de taladro (BH F) Espaciamiento (S) Longitud de carga (BHL) Sobre perforación (S/D) Taco (ST) Altura de banco (BH) Profundidad de taladro (BHD), etc.

Tipo de mezcla explosiva Densidad de la mezcla explosiva Parámetros de (ρ ρ 1) explosivo: Detonación: VOD, P2, T2, etc. Explosión: Q3, P3, T3, etc. Boostering,

Físico químicas Vf

AE = ∫ PdV − q V1

Etc, etc. De tiempo

Operativas

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

Fragmentación requerida

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69 137

• • Variables no Controlables

Aleatorias

• • • •

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

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138

IMPEDANCIA Introducción Varios autores han sugerido que para la utilización máxima de la energía producida por una MEC en el proceso de fragmentación de las rocas, es necesario que la impedancia del explosivo sea lo mas cercanamente posible a la impedancia de la roca.

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70 139

DEFINICION Se puede definir como el producto de la velocidad y la densidad. Así por ejemplo, para el explosivo la impedancia se refiere al producto de la densidad del explosivo cargado dentro del taladro y su velocidad de detonación (VOD), mientras que para la impedancia de la roca, es definida como el producto de la velocidad de la onda P y la densidad del macizo rocoso. Entonces para obtener una fragmentación máxima, se debe cumplir lo siguiente. P h.D – Carlos Agreda - [email protected] - Consultor Intercade

140

ρexplosivo VOD = ρ Rock VP Donde: • ρ es la densidad, • VOD es la velocidad de detonación del explosivo. • VP es la velocidad de la onda P, dentro del macizo rocoso.

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71 141

Tomando en cuenta el objetivo del balance que debe existir entre la resistencias de la roca (típicamente con velocidad de la onda P, en el rango de 4500 a 6000 m/sec.), se obtendrá mejor fragmentación cuando se use un explosivo con alta densidad y lata velocidad de detonación. Las impedancias de los explosivos nunca alcanzaran a la impedancia máxima de las rocas, debido a las densidades relativamente bajas de las MEC. Muchos macizos rocosos , sin embargo no requieren una buena fragmentación así como un desplazamiento y para estos tipos de roca la utilización de la energía de choque es de una importancia secundaria para la generación y utilización de la energía de empuje.

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142

Estos tipos de roca usualmente necesitaran el uso de explosivos de baja velocidad de detonación y son en estas aplicaciones que el uso de explosivos aluminizados cumplirán mejor performance. Por otro lado, los Drs. Alan Bauer & Peter N. Calder, han dicho que los factores que tienen una influencia determinante en la fragmentación producida por la voladura, son los siguientes:

a. Tipo de macizo rocoso a ser disparado. b. Estructura geológica que es predominante, orientación de las fracturas y frecuencia de estas.

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72 143

c. Dirección de la voladura relativa a la estructura del macizo rocoso. d. Para una carga explosiva dada la relación del burden (B) al espaciamiento (S). e. Carga explosiva y su performance: esto es la energía usada por pie de taladro o por Yd3 o por Tm de roca. f. Los intervalos de retardo empleados entre filas de taladros. g. La altura de taco. h. La sobre perforación, carga de fondo, el numero de filas de taladros. i. El control operacional, etc., etc.

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144

ρexplosivo VOD = ρ Rock VP

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73 145

ρexplosivo VOD 〈 ρ Rock VP

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146

ρexplosivo VOD 〉 ρ Rock VP

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74 147

PROBLEMA DE APLICACION Nº 1 En una operación minera trabajada por el método de open pit, se debe seleccionar la MEC a ser usada para llevar a cabo la voladura de rocas; para lo cual se cuenta con la siguiente información: Field data. • Tipo de roca: andesita. • Densidad de la roca ρR = 3.0Tm/m3 • Velocidad de la onda Pwv =5000m/sec. • Velocidad de detonación VOD = 5,500 m/sec. Se pide: i. Seleccionar la MEC que debe ser usada para llevar a cabo la operación minera de voladura de rocas, en dicha operación minera. ii. Discutir los resultados. P h.D – Carlos Agreda - [email protected] - Consultor Intercade

148

SOLUCION Data: ρR = 3.0Tm/m3 Pwv =5000m/sec. VOD = 5,500 m/sec.

ρexplosivo VOD = ρ Rock VP

(

5000m / sec 3.0Tm / m3 ρexplosivo = 5500m / sec. ρ exp losivo

)

15,000Tm / m 3 (15000 )10 6 Gr = = (5500 )10 6 cc 5500 / 1.

ρexplosivo = 2.7 gr / cc P h.D – Carlos Agreda - [email protected] - Consultor Intercade

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75 149

ρe = 2.7 Grs/cc. Se sabe que ρe es la MEC cargada dentro del taladro (confinada); esto significa que ρc es 40% mas que la densidad del explosivo antes de cargarse dentro del taladro. Por lo tanto: 2.7 Grs/cc x 0.40 = 1.08 Entonces: 2.7 Grs/cc (Explosivo cargado) 1.1 Grs/cc (efecto del carguío) 1.6 Grs/cc (explosivo a condiciones normales) Por lo tanto el explosivo seleccionado será: • Emulsión. • Heavy AN/FO. • Heavy AN/CO, etc. P h.D – Carlos Agreda - [email protected] - Consultor Intercade

150

6.3 Ingeniería de diseño

Macizo Rocoso Competente y Duro

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76 151

MODELOS MATEMATICOS La definición en Ingeniería de explosivos e ingeniería de rocas: Un modelo matemático para calcular el burden para las operaciones mineras tanto subterráneas como superficiales es crear un algoritmo haciendo intervenir las variables reales del macizo rocoso, tales como la caracterización geomecánica, la mecánica de rocas y las características y propiedades de cualquier MEC que se usara para la voladura de rocas, teniendo siempre presente que el burden es la variable fundamental y determinante para obtener un resultado adecuado de la fragmentación de la roca. Se enfatiza que un buen modelo matemático es mas adecuado cuanto mas use variables físicas y mecánicas dinámicas del macizo rocoso.

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152

REVISION DE ALGUNOS MODELOS MATEMATICOS, PROPUESTOS PARA CALCULAR EL BURDEN A medida que avanza la ciencia, los investigadores han desarrollado y propuesto varios modelos matemáticos en cada área del saber humano. Para este curso se revisara los modelos mas usados en Perú y los que mas se adecuan a las operaciones mineras unitarias superficiales, tales como: R. L. Ash y Pearse. Estos investigadores consideran que el burden es la variable mas importante y crucial de determinar.

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77 153

ALTURA DEL TALUD

Taladros

Sobrebarreno

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154

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

B = Kb

D 12

Donde: B = Burden (pies) D = Diámetro del taladro (pulg) Kb = Constante que dependerá del tipo de roca y del explosivo usado (ver tabla I)

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78 155

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

Media

Dura

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

30

25

20

Densidad media (1.0 – 1.2) gr/cc Potencia media

35

30

25

Alta densidad (1.3 – 1.4) gr/cc Alta potencia

40

35

30

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156

Además R. L Ash, ha desarrollado otros cuatro estándares básicos o relaciones a dimensionales. Para determinar los demás parámetros de diseño de un disparo. Son los siguientes: Profundidad del taladro:

H = KH B

[

K H ∈ 1.5, 4

]

K H = 2.6

Sobre perforación

J = KJ B K J = 0 .3

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79 157

Espaciamiento: S = KS B KS = 2 Para iniciación simultanea KS = 1 Para periodos de retardos largos KS = 1-2 Para periodos de retardos cortos KS = 1.2 – 1.8 Como promedio

Taco: T = KT B KT = 0.7 – 1.0 P h.D – Carlos Agreda - [email protected] - Consultor Intercade

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

K (D )  ρ  B = s e  r1  12  ρ r 2 

1/ 3

( )  ( ) 

 SG2 Ve22  2  SG1 Ve1

1/ 3

Donde: B = Burden (pies). Ks = Factor. De = Diámetro de la carga explosiva. P h.D – Carlos Agreda - [email protected] - Consultor Intercade

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ρr1 = Densidad de la roca Standard x = 2.7 Tm/m3 ρr2 = Densidad de la roca a ser disparada (Tm/m3) SG1 = Gravedad especifica de la mezcla explosiva (estándar) SG2 = Gravedad especifica de la mezcla explosiva a ser usada Ve1 = Velocidad de detonación de la mezcla explosiva

estándar

Ve2 = Velocidad de detonación de la mezcla explosiva a

ser usada

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PROBLEMA DE APLICACION Nº 1 En una operación minera trabajada por el método de open pit, se tiene la siguiente información: • Mallas de perforación y voladura B x S = 13′ x 13′ • Altura de banco BH = 40′ • Densidad de la roca R = 4.0 Tm/ m3 • Sobre-perforación S/D = 5′ • Taco ST = 12′ El agente d voladura a ser usado es el AN/FO, cuya densidad de carga es LD = 36 Lbs/pie. Los costos referenciales son • AN/FO = 0.0404 $/Lb. • Perforación Dc = 1.324 $/pie

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Se pide: i. Calcular el costo de perforación y voladura en $/Tm. Fragmentada. ii. Discutir los resultados.

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ALGORITMO DE SOLUCION 1. Calcular tonelaje

V = (13′)(13′)(40′) = 6760 pies 3

(

W = 6760 pies 3 4.0Tm / m 3

)

Convirtiendo

W = 815 Tm

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2. Cálculo del explosivo • • • •

Sobre-perforación S/D = 5′ Taco ST = 12′ Densidad de carga es LD = 36 Lbs/pie. Altura de carga • BH + S/D – ST = 40′ + 5′ -12′ = 33′

Kgsexp losivo = (33′)(36 lbs / pie )

Kgsexp losivo ≈ 1190 lbs

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