66451518-curso-tronadura

CAPACITACICAPACITACIÓÓN N AA

CODELCO NORTECODELCO NORTE

MANEJO DE EXPLOSIVOS&

TÉCNICAS DE TRONADURA

Septiembre 2003

Manejo de explosivos & Técnicas de Manejo de explosivos & Técnicas de TronaduraTronadura

AGENDAAGENDA• Explosivos

• Mecanismos de fragmentación

• Sistemas de iniciación

• Propiedades de la roca

• Diseños de tronadura

• Secuencias de iniciación

• Daño producido por tronadura

• Evaluación de resultados de tronadura

CaracterísticasDe los

Explosivos(seleccionados)

Características

De la masa

Rocosa

(fijos)

Geometría,Carguío y

tiempo de latronadura

(diseño)

Interacción

Explosivo –

Masa rocosa

Inputs del explosivo-Tipo-Velocidad de detonación-Potencia-Sensibilidad-Densidad-Resistencia al agua-Características de humos

Resultados ruidosos y malgastados

-Polvo-Flyrock-Ruido-Airblast-Vibración

Resultados ineficientes o inseguros

-Daño a la pared-Dilución-Sobre quebradura-Iniciación prematura-Tiros quedados-Sobre tamaño-Pata excesiva-Finos excesivos

Inputs de diseño-Factor de carga-Distribución de la carga-Diámetro del hoyo-Pasadura-Malla de perforación-Taco-Secuencia de iniciación-Ubicación y tipo de iniciador-Inclinación del pozo-Altura del banco

Inputs de la masa rocosa-Resistencia al quiebre-Densidad-Porosidad-Propiedades elásticas dinámicas-Contenido de agua-discontinuidades

Resultados deseados-Fragmentación óptima-Soltura óptima-Costos de operación totales mínimos (US$/ton) -Producto óptimo

ImpactoImpacto de la Tronadurade la TronaduraEn Mineral:En Mineral:

–– El Explosivo provee la energía más económica para El Explosivo provee la energía más económica para fragmentar la roca.fragmentar la roca.

–– La Tronadura es la etapa más eficiente desde el punto de vista La Tronadura es la etapa más eficiente desde el punto de vista técnico y económico del Proceso de Conminución.técnico y económico del Proceso de Conminución.

–– Lo hecho o no hecho en esta etapa impacta directamente la Lo hecho o no hecho en esta etapa impacta directamente la economía del resto del Proceso Minero.economía del resto del Proceso Minero.

–– En general, “mientras más fino, mejor” (¡incluso para SAG!).En general, “mientras más fino, mejor” (¡incluso para SAG!).

En Estéril (lastre o desmonte):En Estéril (lastre o desmonte):–– En la mayoría de las faenas mineras movemos más material En la mayoría de las faenas mineras movemos más material

estéril que mineral.estéril que mineral.–– Debemos optimizar el rendimiento técnico económico de la Debemos optimizar el rendimiento técnico económico de la

extracción y el transporte de material (pala extracción y el transporte de material (pala -- camión o camión o cargador cargador -- camión).camión).

–– En general, la granulometría más fina no es necesariamente la En general, la granulometría más fina no es necesariamente la la que permite una óptima eficiencia económica de las palas o la que permite una óptima eficiencia económica de las palas o cargadores.cargadores.

C.Orlandi – 2001

TECNOLOGÍADE

EXPLOSIVOS

Preparado por: Carlos Charnay C.Jefe Depto. I.D.C.C.

AGENDA

• Definición de explosivo

• Tipos de Explosivos

• Propiedades

• Criterios de Selección

DEFINICIÓN DEFINICIÓN

EXPLOSIVOEXPLOSIVO

MEZCLA DE SÓLIDOS, O DE SÓLIDOS Y LÍQUIDOS, QUE ES CAPAZ DE UNA DESCOMPOSICIÓN RÁPIDA Y VIOLENTA, LIBERANDO UNA GRAN ENERGÍA Y DANDO POR RESULTADO UNA CONVERSIÓN A GRANDES VOLÚMENES DE GAS.

La industria actual de explosivos comerciales tiene sus raíces en el descubrimiento y desarrollo de la pólvora negra, cuyo origen es desconocido y su formulación es una mezcla de Nitrato de Sodio, o Potasio, Azufre y Carbón.

CLASIFICACION GENERAL DE EXPLOSIVOS

MECÁNICOS NUCLEARES

EXPLOSIVOS

QUÍMICOS

AGENTES DE TRONADURA

ALTOSEXPLOSIVOS

TIPOS DE EXPLOSIVOSDINAMITAS

Mezcla explosiva en base a nitroglicerina, combustibles y oxidantes

Tipos: - Gelatinas (Amongelatina 60 %)

- Semigelatinas (Tronex Plus)

- Granuladas (Permicarb, Samsonita)

Características

• Fabricación en proceso batch (por lotes)• Uso en excavaciones subterráneas y de superficie, tanto en

faenas mineras como en obras civiles.

TIPOS DE EXPLOSIVOSSLURRIES Y AQUAGELES

Mezclas húmedas en formas de suspensiones. Sus aditivos les permiten presentar la forma de geles.

Tipos: - Aquageles de Pequeño Diámetro (HIDREX)- Aquageles Gran Diámetro (DYNOLITE, DYNOGEL)

Características

• Fabricación en proceso batch (por lotes) • Se pueden bombear• Control de la densidad (0,4 a 1,3 g/cc)

TIPOS DE EXPLOSIVOS

NITROCARBONITRATOS

Mezclas elaboradas a base de Nitrato de Amonio prill y combustibles adecuados.

Tipos : - ANFO- ANFO ALUMINIZADO- ANFO AST

Características

• Fabricación en proceso batch (por lotes) o continuo• No tienen resistencia al agua

TIPOS DE EXPLOSIVOS

INICIADORES Y ROMPEDORES APD

Productos a base de Pentrita (PETN) y TNT, mezcla que se denomina Pentolita.

Tipos: - INICIADORES CILÍNDRICOS REGULARES Y NONEL- ROMPEDORES CÓNICOS

Características

• Fabricación en proceso batch (por lotes)• Alta VOD (sobre 7.000 m/s)• Mayor resistencia (comparativa) a fuego, impacto y fricción• Poseen efecto direccional (Rompedores)

TIPOS DE EXPLOSIVOS

EMULSIONES

Sistema que contiene dos fases líquidas naturalmente inmiscibles entre sí, una de las cuales es dispersa como pequeñas gotas dentro de la otra.

Tipos: - Emulsiones de Pequeño Diámetro (EMULEX, PDB)- Emulsiones Diámetro Intermedio (EMULTEX E)- Emulsiones Gran Diámetro (EMULTEX N, BLENDEX, EMULTEX G)

Características• Estabilidad – transporte y bombeo.• Alta resistencia al agua• Se pueden formular del tipo encartuchados, bombeables y vaciables• Control de la densidad a través de gasificación química y microesferas• Control de VOD a través de adición de microesferas

Emulsión Matriz

Microfotografía de una Emulsión

FaseOxidante

Interfase Emulsificante -

Oxidante / Aceite

FaseAceite

promedio8 -10

micrones

C.Orlandi - 1998

ESQUEMA CAMIÓN QUADRA

BRAZO GUÍAMANGUERA

BRAZOALIMENTADOR (GUSANO)

CCHC3.96

TK ADTIVOS

NITRATODE AMONIO

MATRIZ

CARRETEMANGUERA

TK PRODUCTO PETRÓLEO

PROCESO DE DETONACIÓN TÍPICAPROCESO DE DETONACIÓN TÍPICA

SENTIDO DE LA DETONACIÓN

ONDA DE CHOQUE O STRESS ENEL MEDIO CIRCUNDANTE.

EXPLOSIVO NO DETONADO

FRENTE DE CHOQUEEN EL EXPLOSIVO

PLANO C -J

ZONA DE REACCIÓNPRIMARIA

GASES EN EXPANSION

PRODUCTOSESTABLES

PRINCIPALMENTEGASES

CCHC3.96

Fases: • Mezcla explosiva sin reaccionar• Estado de detonación• Estado de explosión• Estado de expansión

PROCESO DE LA DETONACIÓN

PROPIEDADES DE LOS EXPLOSIVOS

VELOCIDAD DE DETONACIÓN

Medida de la rapidez a la cual se produce la reacción de detonación a través de una columna de explosivo.

Factores que afectan la VOD

• Tipo de Producto• Diámetro• Confinamiento• Densidad

Métodos de mediciónEstándarContinuo

PROPIEDADES DE LOS EXPLOSIVOSPROPIEDADES DE LOS EXPLOSIVOS

CIRCUITO PARA DETERMINACIÓN DE VOD ESTÁNDAR.

CONTADOR DE TIEMPOVISTA TRASERA

CONTADOR DE TIEMPOVISTA FRONTAL

BATERÍA

EXPLOSIVO

TARGETS

TARGETS

CRUCETACCHC06.96.


BALANCE DE OXÍGENO - GASES

Exceso o defecto de oxígeno de un explosivo, expresado como porcentaje.

Formas de Cálculo

• Algebraicamente : B.O. = β PMo2 / α PMcompuesto (para combustión completa)

Ejemplo: Nitrato de Amonio

2 NH4NO3 ===> 4 H2O + 2 N2 + O2

Como PM NH4NO3 = 80 y PM O2 = 32===> B.O. = 1 x 32 / 2 x 80 = 20 %

• Mezclas: B.O. mezcla = Σ B.O.i x Xi

Importancia

• Indica tipos de gases nocivos generados en la detonación (NOx, CO)• Permite clasificar los explosivos en función de los gases nocivos


SENSIBILIDAD

INICIACIÓN: Medida de la Energía, Presión o Potencia mínima necesaria para la detonación de un explosivo.

• Por acción controlada• Iniciador mínimo

• Por acción incontrolada• Inflamabilidad• Calor• Choque o impacto, transportabilidad• Fricción

PROPAGACIÓN: Capacidad de un explosivo para detonar en forma estable a través de toda la longitud de su carga.

• Simpatía• Diámetro Crítico


RESISTENCIA AL AGUA

Capacidad que tiene un explosivo de detonar después de estar sumergido en agua.

INTERNA: Depende de la composición del explosivo.

EXTERNA: Depende del grado de impermeabilidad y sellado del envase.

FORMAS DE EXPRESARLA

Cualitativas: Excelente – Buena – Regular – Mala.

Cuantitativas: Tiempo (en horas)


DENSIDAD

• Densidad absoluta, real o de cristal

• Gravedad específica

• Densidad gravimétrica

• Densidad de carga o longitud de carga

Donde De: Densidad de Carga (Kg/m)SG: Densidad gravimétrica del explosivo (g/cc)DE: Diámetro del pozo (pulgadas)

• Stick Count (1 ¼ x 8”)

SGDE507,0De 2 ××=

PROPIEDADES DE LOS EXPLOSIVOSCALOR DE EXPLOSIÓN:

Calor desarrollado durante el proceso de explosión

eMpgn

5824,0kpQkvQ ×+=

).freactH.fprodH(kpQ ∆−∆=−A presión constante :

A volumen constante :

VOLUMEN DE LA EXPLOSIÓN

Cantidad de gases generados por las reacciones químicas involucradas en la explosión.

npg: gr.-mol de productos gaseosos

ne : Moles de explosivo

Me : Peso molecular del explosivoeMen

100024,041pgnVg

×

××=

PROPIEDADES DE LOS EXPLOSIVOSPOTENCIA (FUERZA)

Capacidad de un explosivo de fragmentar y mover material eficientemente. Es la máxima energía disponible de un explosivo,para desplazar el medio confinante.

Q : Calor de Explosión (Kcal/Kg)

Vg : Volumen de gases (L/Kg)00 Vg

Vg61

QQ

65Sp ×+×=Potencia relativa en peso:

AeSpSv

ρ

ρ×= ρ : Densidad (g/cc)

A : Anfo ; e: ExplosivoPotencia relativa en volumen:

Métodos prácticos de medir potencia:

• Traulz• Mortero Balístico• Aplastamiento del cilindro• Método del cráter, Energía bajo el agua (acuario)

PROPIEDADES DE LOS EXPLOSIVOSPRESIÓN

DE DETONACIÓN: Presión de la onda detonación que se propaga a través de la onda explosiva. Se mide en el plano C-J de la onda de detonación.

(kbar)62 10VOD5,2P −××ρ×=

• Varía desde 5 hasta más de 150 Kbar

• Altas presiones favorecen el quiebre de rocas competentes muy densas.

Características

DE LA EXPLOSIÓN: Presión ejercida en las paredes del hoyo por los gases en expansión producidos por la detonación.

Características • Varía desde 10 hasta más de 60 Kbar

SELECCION DE EXPLOSIVOSSELECCION DE EXPLOSIVOSEN FUNCION DEL TIPO DE ROCA

CALIDAD DE LA ROCA

FRACTURADA / POCO COMPETENTE

HOMOGÉNEA / COMPETENTE

VELOCIDAD DE DETONACIÓN

PRESIÓN DE DETONACIÓN

DENSIDAD

POTENCIA ( ENERGÍA )

BAJAALTA

BAJA

BAJA

BAJA

ALTA

ALTA

ALTA

VOLUMEN DE GASES

ALTOMEDIO

CRITERIOS DE SELECCIÓN DE EXPLOSIVOS

• PRECIO DEL EXPLOSIVO (Relación $ / Kg vs. $ / Kcal.)

• DIÁMETRO DE CARGA (Tipo de Explosivo vs. Diámetro)

• CARACTERÍSTICAS DE LA ROCA

- Rocas masivas fisuradas- Rocas muy fisuradas- Rocas conformadas en bloques- Rocas porosas

• VOLUMEN DE ROCA A VOLAR

• CONDICIONES ATMOSFÉRICAS

• PRESENCIA DE AGUA

• PROBLEMAS DE ENTORNO

• HUMOS

• CONDICIONES DE SEGURIDAD

• ATMÓSFERAS EXPLOSIVAS

• PROBLEMAS DE SUMINISTRO

Mecánica de la Explosión

Mecanismo de fragmentación de la roca por explosivos.

Hay 4 etapas en que el rompimiento y el desplazamiento del material ocurren durante y después de una detonación completa de una carga confinada. Las etapas se definen:

T1. Detonación.

T2. Propagación de las ondas de choque y/o de esfuerzo.

T3. Expansión del gas a presión.

T4. Movimiento del material.

Fase de detonación

Explosivo sin detonar

Taco

Zona de Detonación

Estado de explosión

Fase de transmisión de las ondas de choque

Zona de trituración

Onda de tensión

Descostramiento

Fractura radial

Onda de compresión

Fase de expansión del gas

Taco

Pozo original

Pozoexpandido

Zona detrituración

Fase de Movimiento del Burden

Eyección deltaco

Katzabanis

3 a 457 m/s

2 a 37 m/s

Perfil de eyección del taco

Perfil del movimiento hacia arriba de la superficie

Taco

Zona triturada

Cabezal de detonación

Pozo expandido

Gases del explosivo

Iniciador

Inicio del movimiento

2 a 40 m/s

Perfil de la cara del banco

Material: calizaVp = 4573 m/s Explosivo: Anfo (12

m)VOD = 3963 m/sDiámetro del pozo = 5”Burden P°M° = 4,6 m

Fig. 2.9. Interacción de eventos T1 a T4 en una tronadura banco.

ROSSMANITHTiempo entre pozos

Pozo i Pozo i + 1

ESPACIAMIENTO

TIEMPO=(1/VP)x((1-B)xS+tmax)-(BxS/Vg)

BxS (1-B)xS

( )[ ]gp VStS

VTiempo **1*1

maxββ −+−=

Donde:Vp= Velocidad de propagación de OndaVg=Velocidad de propagación de la grietaB=Porcentaje de desarrollo de grietaS=EspaciamientoTmax= Onda peak

Partición de la Energía del Explosivo

(

pe

pb

peq

Ve Vb Veq

p mint )

V mint( )

1 2

3

4

6

75

A

B

p t )ter

V(t )ter

C

D

P Q RS

Comienzo delmovimiento de burden

Escape de gas a laatmósfera

Estado deEquilibrio

Dureza dela roca

Presión

(

Volumen

Burden constante en primera fila

Material competente y frágil

Material blando y diaclasado

Id. Anterior pero con pasadura

Exceso de pata

Soluciones al exceso de pata

Correr la primera fila pero...

Poner explosivo energético al fondo

Material sin cargar en la pata

Estratos conectados a cara libre

Sistemas de iniciación

• Mecha• Cordón detonante• Eléctrico• No eléctrico

– Tradicional– Silencioso

• EZ-DET• UNITEC

• Electrónico

Mecha para Minas

• Consiste en un cordón compuesto por un núcleo de pólvora negra, con tiempo de combustión conocido, cubierto por una serie de tejidos y una capa de plástico.

• Tipos usados en Chile:• Mecha plástica: para ambientes secos.• Mecha Plastec: para ambientes

húmedos.• Tiempo de combustión: 140 seg/metro.

Detonador a mecha

Consiste en una cápsula de aluminio que contiene una carga explosiva, compuesta por una carga primaria, una secundaria y un mixto de ignición.Los detonadores pueden ser usados para detonar cordones detonantes y/o explosivos sensibles al detonador N°8.Por ejemplo los detonadores TEC poseen la sgts. características técnicas:

• Primaria: 220mg de PRIMTEC• Secundaria: 600 mg. De PETN.• Mixto de Ignición: 50 gr.

ASPECTOS IMPORTANTES

• Proporcionar una ventilación adecuada

•Evitar la humedad

•Evitar el calor excesivo

• Evitar derrames de aceites o disolventes

•Usar primero las existencias más antiguas

• Formas del corte

• Realizar buen Crimpeado

•Velocidad de Combustión

Conector a Mecha

Cordón detonante

• Es un cordón formado por un núcleo central de explosivo recubierto por una serie de fibras sintéticas y una cubierta exterior de plástico, que conforman en conjunto un cordón flexible, resistente a la tracción e impermeable.

• Su función es transmitir una onda de choque desde un punto a otro.

• Debido a su potencia es capaz de iniciar los explosivos encartuchados tales como dinamitas, pentolitas y emulsiones.

• Según la concentración lineal de PETN en Chile se comercializan cordones de 1.5, 3, 5, 8, 10, 40 gr/m, y otros.

CORDON DETONANTETIPOS Y PENTRITA PENTRITA DIAMETRO EMPAQUE EMPAQUECARACT. (graim/pie) (grs/mt) (mm) (mts/caja) (kgs/caja)

PRIMACORD 50 10 5,6 700 15REFORZADO

PRIMACORD 25 5 5,1 1000 15E-CORD

PRIMACORD 15 3 4,0 1000 13DETACORD

PRIMACORD 8 1,5 4,0 1600 18PRIMALINE

SISMICO 200 40 8,2 300 20S-200

SISMICO 150 30 7,1 400 22S-150

DENACORD 10 50 10 4,4 1000 18

DENACORD 5 25 5 3,5 1400 16

DENACORD 3 15 3 3,3 1800 18

DENACORD 2 8 1,5 3,0 1800 16

Medidas en el Amarre

90º

Efecto del cordón detonante en la columna explosiva

Detonador eléctrico

Recubrimiento antiestáticoAlambres de alimentación

Tapón de cierre

Cubierta de Aluminio o Cobre

Protección antiestática

Inflamador

Porta retardoTren de retardos

Carga Primaria

Carga Base

Es un sistema de iniciación eléctrico capaz de convertir un impulso eléctrico en una detonación en un tiempo determinado.

Consta de cuatro partes fundamentales:• Una cápsula de aluminio o cobre.• Una carga explosiva compuesta por un

explosivo primario y uno secundario.• Un elemento de retardo con un tiempo de

combustión especificado.• Un elemento inflamador eléctrico-

pirotécnico.Tipos usados en Chile:• Detonador de Sensibilidad Normal.• Detonador Insensible.• Detonador Altamente Insensible.

Detonadores eléctricos Dyno


• CONDICIONES CLIMATICAS

• RADIO FRECUENCIAS

• CORRIENTES VAGABUNDAS

• ESTATICA

• FUENTE DE PODER ADECUADA

• DISEÑO PREDETERMINADO,

• CALCULOS RESISTENCIA CIRCUITO TOTAL

• OPERACIÓN DE TERRENO LENTO.

DET. NO ELECTRICO

TUBO DE CHOQUE

CARACTERISTICAS DEL TUBO

RECUBIERTO PLÁSTICO DE COLOR

DIRECCION DE PROPAGACION

DE LA ONDA DE CHOQUE

CARGA DE HMX

RESINA SURLYN

CARACTERISTICAS DEL TUBO

RECUBIERTO PLÁSTICO DE COLOR

DIRECCION DE PROPAGACION

DE LA ONDA DE CHOQUE

CARGA DE HMX

RESINA SURLYN

CARACTERISTICAS DEL DETONADOR NO ELECTRICO

ZONA DE RETARDOS

ZONA DE CARGAS EXPLOSIVAS

ZONA DE UNION DE TUBO AL DETONADOR.

TUBO DE CHOQUE

GOMA ANTIESTATICA

CAMARA DE AIRE, COFIA

MIXTO PIROTECNICO

CILINDROS DE PLOMOS

CARGA PRIMARIA DE AZIDA DE PLOMO

CARGA SEGUNDARIA DE PTN

CASQUILLO DE COBRE O ALUMINIO

CARACTERISTICAS DEL DETONADOR NO ELECTRICO

ZONA DE RETARDOS



TUBO DE CHOQUE

GOMA ANTIESTATICA


MIXTO PIROTECNICO

CILINDROS DE PLOMOS




ZONA DE RETARDOS



TUBO DE CHOQUE

GOMA ANTIESTATICA


MIXTO PIROTECNICO

CILINDROS DE PLOMOS


CARGA SEGUNDARIA DE PTNZONA DE CARGAS EXPLOSIVAS


TUBO DE CHOQUE

GOMA ANTIESTATICA


MIXTO PIROTECNICO

CILINDROS DE PLOMOS




Detonador no eléctricoTubo de choque

Sello antiestático

Tren de retardos

Cushion Disk

Azida de plomoPETN

En el corte longitudinal se aprecian los principales elementos de un detonador PRIMADET (EnsignBickford).

1. El extremo explosivo contiene una carga base de PETN y una carga primaria de Azida de plomo.

2. El Cushion Disk, otorga una gran resistencia al impacto y a la detonación por simpatía.

3. El tren de retardo, formado por uno, dos o tres elementos pirotécnicos.

4. El DIB (Delay Ignition Buffer m.r.), que permite una mayor precisión y evita el problema de la reversión de la onda de choque.

5. El sello antiestático, elemento para eliminar el riesgo de iniciación por descargas estáticas accidentales.

DIB

El detonador no eléctrico TECNEL

Detonador

Tubo de choque

Capa ExternaExternal layer

Capa InternaInternal layer

Carga ExplosivaExplosive load

Corte Transversal del tubo no-eléctricoTraverse court of the tube non-electric


• SEGURO

•Tubo NONEL , No es afectado por:

• Alta frecuencia, Cargas estaticas, Llama

• Fricción o Impactos.

• SIMPLE Y FLEXIBLE

• NO ELÉCTRICO

• SILENCIOSOS

• ECÓNOMICOS

SISTEMA NO ELECTRICOSISTEMA NO ELECTRICOLa iniciación se propaga a través

de cordón detonante, tubos de choque o una combinación de ambos.

Este sistema se divide en dos sub-grupos:

1.- TRADICIONAL

2.- SILENCIOSONOTA: Los tubos de choque antiguamente se conocían como noneles actualmente tecnel y primadet, según el fabricante.En

aex

S.A

.

E. Piñones

TRADICIONAL:TRADICIONAL:Sistema mixto, compuesto

principalmente por dos partes:

• Cordón detonante en superficie, en conjunto con conectores de retardo de superficie.

• Tubo de Choque en el pozo, en conjunto con cápsula de retardo.En

aex

S.A

.

E. Piñones

TRADICIONALTRADICIONALEn

aex

S.A

.

RETARDO SUPERFICIE

CONECTOR

J HOOKTUBOS DE CHOQUE

BOOSTER

(APD 450-2N)

CORDON DETONANTE

CAPSULA RETARDO

E. Piñones

SISTEMA SILENCIOSO

Detonadorde Superficie

Cuña de Seguridad

SISTEMA DE INICIACIÓNSISTEMA DE INICIACIÓNEZ DET EZ DET m.r.m.r.

DESCRIPCIÓN :

Está constituido básicamente por dos elementos ;

a) El detonador EZ-DETm.r. propiamente tal formado por;

♦ Un tubo de señal, con largo de acuerdo a la geometría del disparo.

♦ Un detonador PRIMADETm.r., de un tiempo de retardo adecuado a la aplicación y destinado a iniciar la carga de fondo del tiro .

♦ Un detonador PRIMADETm.r. , pero de baja potencia y alojado en un conector plástico.

♦ Etiquetas de identificación, las que indican el largo del tubo de señal y el tiempo nominal de retardo de ambos detonadores.

b) Las líneas troncales EZm.r. (LTEZm.r.), usadas para crear puentes entre corridas y para cerrar circuitos en superficie.

Conector Plástico

300 MSDENASA Etiqueta de

IdentificaciónTubo de Señal

Detonador de Fondo

0600

17617

34634

51651

68668

42642

59659

76676

93693

110710

84684

101701

118718

135735

152752

SISTEMA DE INICIACIÓN EZDET®SISTEMA DE INICIACIÓN EZDET®FUNCIONAMIENTOFUNCIONAMIENTO

EZDET 17/600 MSLTEZ 42 MSLIP O MS

SISTEMA DE INICIACIÓN EZDET®SISTEMA DE INICIACIÓN EZDET®FUNCIONAMIENTOFUNCIONAMIENTO

0

17

617634651668

34516885

600

SILENCIOSO UNITEC:SILENCIOSO UNITEC:Sistema compuesto solamente

por Tubos de Choque.

• Tubo en superficie.

• Tubo en el pozo.

Ambos con cápsula de retardo.

Enae

x S.

A.

E. Piñones

Enae

x S.

A.

CONECTOR

SUPERFICIETUBOS DE CHOQUE

TUBO DE

CHOQUE

SILENCIOSO UNITEC

BOOSTER

(APD 450-2N)CAPSULA RETARDO

E. Piñones

Componentes:Componentes:

Cápsula del detonadorDetonator shell

etiqueta de retardoDelay level

tubo no eléctricoNon-electric shock tubing

TECNEL TECNEL : Detonador no eléctrico de retardo, que se ubica dentro del pozo cargado con explosivo.

CUS CUS : Conector de retardo de superficie, se ubica uniendo los Tecneles de cada pozo cargado. Conector Americano

American Connector

etiqueta de retardoDelay level

tubo no eléctricoNon-electric shock tubing

Especificaciones Técnicas:Especificaciones Técnicas:Incorporación de tecnología opcionales al CUSCUS :

Conector ergonométrico

Sistema SilenciosoUNITEC

Sólo requiereSólo requiereseis etapasseis etapas

Malla de PerforaciónMalla de Perforación

1º Repartir1º Repartir TECNELESTECNELES y proceder a cargar los tirosy proceder a cargar los tiros

CONECTORES UNIDIRECCIONALES2º Repartir2º Repartir CONECTORES UNIDIRECCIONALES

Cola delCola del TECNEL TECNEL dentro del pozodentro del pozo

Cola delCola delConectorConectorUnidireccionalUnidireccionaldel pozo siguientedel pozo siguiente

3º Se Conecta en la Dirección 3º Se Conecta en la Dirección que se quiera orientar la que se quiera orientar la tronaduratronadura

4º Se pueden repartir los4º Se pueden repartir losConectores UnidireccionalesConectores Unidireccionales entre Filasentre Filas

5º Se cierra el 5º Se cierra el Disparo.Disparo.

6º Se Conecta el Tubo de iniciación6º Se Conecta el Tubo de iniciación

Salida

SISTEMA ELECTRÓNICO

Conexión en paralelo

Sistema Daveytronic

DAVEYTRONIC®DAVEYTRONIC®

PROGRAMACION DE LOS DETONADORES

CONEXION DE LOS DETONADORES

CHEQUEO DE LAS LINEAS

PROCEDIMIENTO DE CHEQUEO Y DISPARO

CARACTERISTICAS

• 1 a 4000 ms

• Precisión < 1 ms

• 1200 detonadores

• Comunicación bidireccional

• Chequeo completo

• Desactivación automática

• No responde a sistemas ajenos

APORTES DEL SISTEMA DAVEYTRONIC

• CONFIABILIDAD

• SEGURIDAD

• PRECISION

• FLEXIBILIDAD

• CONFIABILIDAD

• SEGURIDAD

• PRECISION

• FLEXIBILIDAD

CONFIABILIDADCONFIABILIDAD

DIALOGO CON LOS DETONADORESDIALOGO CON LOS DETONADORES

Comunicación

Comunicación

CONFIABILIDADCONFIABILIDAD

CHEQUEO DE LA LINEACHEQUEO DE LA LINEA!

? ??

SEGURIDADSEGURIDAD

ELECTRICO

DAVEYTRONIC ®

D A V E Y T R O N I C ® Cross Section of detonator.

1. Circuit board IED assembly.

2. Duplex detonator wire.

3. Crimped plug.

4. Logic capacitor.

5. ASIC processor.

6. Firing capacitor.

7. Fu se head.

8 . Prim ary charge.

9 . Base charge.

The Daveytronic

Pruebas de comportamiento de detonadoresante tormentas eléctricas.

Comportamiento ante corrientes vagabundas y tormentas eléctricas : pruebas en condiciones extremas.

Medición de corrientes generadas por la descarga de un rayoen el suelo durante tormentas ; comparación del comportamiento de detonadores electricos tradicionales, de detonadores no eléctricos y de detonadores electrónicosDaveytronic. Los detonadores fueron dispuestos alrededorde un pararayos destinado a conducir las altas corrientes hacia el suelo.


Para los detonadores eléctricos tradicionales :- Una linea en circuito abierto con 7 detonadores, colocada en forma de bucle encerrando una superficie de 2000 m2. - Una linea en circuito cerrado con 7 detonadores, colocada en bucle encerrando una superficie de 2000 m2. - Una linea en circuito cerrado con 7 detonadores, colocada en bucle encerrando una superficie de 1000 m2.- Una linea en circuito abierto con 7 detonadores, colocada en linea, encerrando una superficie de ~0 m2 (bucle mínimo). - Una linea en circuito abierto con 7 detonadores, colocada junta, encerrando una superficie de ~0 m2 (bucle mínimo) y con tres puntos de corte circuito.


RESULTADO :Durante la tormenta, se midió una corrienta máxima en el suelo de 39 000 Amperes.

- 7 detonadores eléctricos tradicionales colocados en bucle y en circuito cerrado detonaron.- Los otros detonadores en circuito abierto no detonaron.- Ninguno de los no eléctricos detonó. - Ninguno de los electrónicos Daveytronic detonó. 4 de los 20 no funcionaron más después de la prueba (sin respuesta al ser consultados por la Unidad de Programación). El circuito electrónico quedo fuera de servicio.

CONCLUSIONES

El riesgo de detonación accidental se confirmó para los detonadores eléctricos tradicionales.

De acuerdo a lo esperado, los no eléctricos no detonaron durante la prueba.

Los detonadores Daveytronic no detonaron durante la prueba. El deterioro del circuito electrónico en varios de ellos muestra que el aislamiento del circuito de disparo del resto del circuito electrónico es eficaz.

Conexión en serie

Sistemas:Ensign Bickford

Orica (Ikon)Deltacaps (Deltadets)

DELTADET

Presentación del DELTADET® E.D.DAdvertencias

ResumenResumen

El sistema de iniciación electrónico (E.I.S.)

El tester de fugasLa caja de iniciación DSL2

El software de supervisiónAccesorios

Summary

El Sistema de Iniciación Electrónico (E.I.S.)Cuál es la diferencia entre un E.I.S y un E.D.D según DCI ?

El E.I.S. es el sistema de iniciación electrónico

El E.D.D. está compuesto por el ensamblaje del E.I.S. y el detonador eléctrico n°0

E.D.D. después del ensamblaje

Detonador eléctricoinstantáneo

Implementación del plug a prueba de agua

Summary

El Detonador de Retardo Electrónico(E.D.D.)

Detonador eléctrico instantáneoDetonador eléctrico instantáneo(compatible con el DSL2)(compatible con el DSL2)

Tubo Tubo de de aceroacero

Cable (4 Cable (4 alambresalambres) ) parapara transferirtransferir energíaenergía e e informacióninformación

Conectores AMP macho y hembraConectoresConectores AMP AMP macho y macho y hembrahembra

Summary

Tester de fugasPor qué un tester de fugas?El operador puede probar antes, durante y después la implementación del E.D.D. en el pozo lo siguiente:

La continuidad eléctricadel alambre

La comunicación a los E.D.D

Summary

La Caja de Disparo

Se comunica con los E.D.D (a través de la caja de tronadura)Crea, modifica, importa and carga una secuencia de disparo.Comienza y conrola el proceso de disparo.Permite que los condensadoresdel EDD sean cargados y disparados

Se comunica con los E.D.D. (conectada con el Psion)Programa los E.D.D.Energiza los condensadores de los EDD. Calibra e inicia los E.D.D

La caja de tronadura…

El terminal PSIONTM

La caja de disparo DSL2 está compuesta por:

Caja de Disparo –La caja de Tronadura

Summary

LINE OUT

ON

Cable Cable eléctrico eléctrico de 220de 220--230 V230 V((parapara conectarconectar laslas bateríasbaterías))

InterruptorInterruptor de de apagadoapagado y y encendidoencendido ConectorConector del cable de del cable de disparodisparo

IndicadorIndicador del del nivelnivel de la de la bateríabateríaLuz del Luz del cargadorcargador dede

bateríabatería LlaveLlave queque permite permite el el carguíocarguío y y disparodisparo

Luz Luz indicativaindicativa de de todotodo listolistoparapara disparardisparar BotónBotón de de disparodisparo

ConectorConector del Psion ® RS232del Psion ® RS232

La caja de disparo – El Terminal PSIONSummary

2MBRAM

mxmxmx

AB CD

EF GH

IJ KL MN

OP QR ST

UV WX YZ

-/

Serial plug (toward the blasting box)Serial plug (toward the blasting box)

LCD screenLCD screen

Menu key (setMenu key (set--up, sequence loading, up, sequence loading, add EDD)add EDD)

back light keyback light key

Contrast key for LCD screenContrast key for LCD screen

Navigator keys for the database of EDDNavigator keys for the database of EDD

Enter key (validate)Enter key (validate)

Yes or No keys (validate or delete)Yes or No keys (validate or delete)

Numeric keyboardNumeric keyboard

Navigator keys for the select sequencesNavigator keys for the select sequences

Switch OffSwitch Off

On and escape keyOn and escape key

Tab key (create sequence end change EDD time)Tab key (create sequence end change EDD time)

El software del terminal PSIONSummary

El software de DCI permite al usuario…Configurar el Psion® (password, idioma)

Elegir entre las secuencias de disparo

memorizadas

Modificar una secuencia de

disparo (insertar, añadir, borrar EDD)

Crear una secuencia de diaparo

Efectuar un procedimiento de

disparo con seguridad

El software del terminal PSIONEl software del terminal PSION Summary

El software maneja…

La cantidad de E.D.D. en la línea La comunicación con los E.D.D (envía y recibeinformación)La calibración de los E.D.D.La energización de los condensadores de los E.D.D.La prueba de los E.D.D.(incluyendo la conexión con la cabeza pirotécnica)

AccesoriosSummary

Un punzón de bronce (para primado de cartuchos)

Un cable de extensión de superficie para conectar losE.D.D. entre sí and proteger el cable de disparo de posibles tensiones y proyecciones de roca.Un cable de disparo (de distintos largos) autorizado para conectar los E.D.D. a la caja de tronadura

Un Electroboost (en desarrollo) adaptado al largo del E.D.D

Seguridad en la Tronadura electrónica

INERIS CertificateINERIS Certificate

Summary

Conexión en serie de los E.D.D.

Summary

ChargementChargement Connexión Connexión

…… ……

Funcionamiento de los E.D.D.Summary

ConectorConector librelibre

A la A la cajacaja de de diaparodiaparo 111222

333444

555

Posición de la líneaPosición Posición de la de la línealínea

101010999

SecuenciaSecuencia de 12 msde 12 ms

…… ……

666777

888

00

36361212

60608484108108

24244848

72729696

CARACTERISTICAS• 1 a 10000 ms

• Precisión 0,5 ms

• 100 detonadores con actual caja de disparo

•Asignación de retardo a cada EDD desde un solo punto

• Comunicación bidireccional

• Chequeo completo

• Desactivación automática

• No responde a sistemas ajenos

Detonadores Ikons

Propiedades del macizo rocoso

Factores de roca más importantes

• 1. Grado de diaclasamiento y fracturamientonatural e inducido por la tronadura.

• 2. Orientación de las diaclasas naturales.• 3. Propiedades elásticas de la roca.• 4. Densidad de la roca.• 5. Angulo de fricción.• 6. Resistencia cohesiva de la superficie de las

fracturas.

Influencia en la fragmentación

• Distribución del tamaño de bloque in situ• Orientación de las diaclasas• Propiedades físicas y mecánicas• Indices de tronabilidad

Grado de diaclasamiento

– Define el bloque más grande como resultado de la tronadura (Distribución de tamaño de bloque in situ)

– Si FF es alta es fácil obtener una buena fragmentación

A. Karzulovic

Influencia de las Estructuras (Da Gama and Lopez Jimeno 1993)

% fino acumulativo

Distribución de tamaño insitu

Distribución de tamañodeseado

JKMRC

Espaciamiento de las diaclasas

Diaclasas muy espaciadas Diaclasas muy juntas

JKMRC

Orientación de las estructuras

JKMRC

PROPIEDADES FISICAS Y MECANICAS.

• 1. Módulo de Young.• 2. Índices de resistencia (de compresión y tensión

estática)• 3. Densidad de la roca.• 4. Porosidad de la roca.• 5. Propiedades sísmicas (velocidades de

propagación)• 6. Dureza se usa frecuentemente y probablemente se

define mejor en términos de una combinación de resistencia a la compresión y la densidad del material.

A. Karzulovic

Resistencia a la Carga Puntual

A. Karzulovic

Martillo Schmidt

A. Karzulovic

Cohesión Fricción

A. Karzulovic

Indices de tronabilidad

• Lilly

• Afrouz

CARACTERIZACION DE LILLY DEL MACIZO CARACTERIZACION DE LILLY DEL MACIZO ROCOSOROCOSO

BI = 0. 5 (RMD + JPS + JPO + SGI + H)A = 0.12 BI

Factor de energía = 0.015 Bdonde el factor de energía se expresa en MJ/ton.

PARÁMETRO VALORDescripción de la masa rocosaQuebradizo/Desmenuzable 10Se fractura en bloques 20Totalmente masivo 50

Espaciamiento de los planos de diaclasas (JPS)

Cercanos (<0.1 m) 10Intermedio (0.1 a 1m) 20Amplio (> 1m) 50

Orientación de los Planos de Diaclasas (JPO)Horizontal 10Inclinación hacia fuera de la cara 20Rumbo normal a la cara 30Inclinación hacia adentro de la cara del banco 40

Influencia de La gravedad Específica (SGI) SGI = 25*SG - 50(Donde SG está en ton(m3)

DUREZA (H) 1 - 10

C. McKenzie

Indice de tronabilidad de Afrouz

( ) 3.6/)100(214/)100(14/)100( 4

2−−− +−

=RMRRMR

iRMR

i eememε

• M es cte. Roca intacta de Hoek & Brown (varía de 7 a 25)

• RMR calificación del macizo rocoso de Beniawski(20 rocas débiles y 100 para rocas de alta resistencia)

+

++=

HB

SBq 5.112.504.120.0

εεdonde q es el factor de carga, B es el burden, S es el espaciamiento y H es la altura del banco.

Diseño de Tronaduras

Definiciones

S

B

Burden y Espaciamiento

Altura de banco, Largo del pozo, pasadura, Burden and taco

Taco

B HL

Pasadura

PARAMETROS DE DISEÑOPARAMETROS DE DISEÑO

ParámetrosParámetrosDiámetro de perforación X

Burden

Espaciamiento

Tipo de Malla

Tamaño de la tronadura X

Inclinación de los pozos X

Pasadura

Factor de energía

Cargas parciales

Taco

Potencia del explosivo

Densidad del explosivo

Altura del banco X

Consideraciones sobre el diseño de tronadurasConsideraciones sobre el diseño de tronaduras

Propiedades físicas de la roca (mineral y estéril)Propiedades físicas de la roca (mineral y estéril)• débil?• competente?• quebradizo?• atenuación?

••Características de los conjuntos de diaclasasCaracterísticas de los conjuntos de diaclasas• masiva?•Fracturas espaciadas?•Alta densidad de fracturas?•Conjuntos principales?

•• Parámetros de perforaciónParámetros de perforación• tipo de perforadora• largo de pozo• diámetro de pozo•Alineación

Consideraciones sobre el diseño de tronaduras (cont.)

• Explosivos

• Tipo

• VOD

• resistencia al agua

• energía del gas

• tiempo de residencia

• sensibilidad

• Geometría de la tronadura

• Volumen de expansión disponible

• Tamaño y forma

• Malla (burden y espaciamiento)

• Carga completa o parciales

Consideraciones sobre el diseño de tronaduras (cont.)

• Iniciación y primado

• Iniciación puntual o lateral

• Primado abajo o arriba

• Cantidad y tipo de iniciador

• Secuencia de iniciación y tiempo de retardo

• Paralelo o en V

• Períodos cortos o largos

Diámetro de los pozosFactores involucrados en la decisión

• Costo específico de la tronadura• Fragmentación y la relación entre el espaciamiento de

los pozos y las fracturas• Control de la exactitud de la perforación y su efecto

en la fragmentación, seguridad e impacto ambiental• Tamaño de la perforadora y al accesibilidad a los

sitios• Altura del banco y la proporción del pozo requerido

para el taco

Selección del explosivo

Factores que influyen en la selección:

1. La presencia de agua (activa o pasiva)2. El diámetro del pozo3. Las propiedades in situ de la roca4. Los requerimientos de tronadura

(fragmentación y/o perfil de la pila)

Propiedades explosivos a granel

PRODUCTO densidad V.O.D. presión de energía resistencia diámetro volumen de potencia relativa al ANFO (g/cc) (m/s) detn. (kbar) (kcal/kg) al agua crítico gases (l/kg) en peso en volumen

ANFO 0,78 4000 30 912 nula 1 1/4" 1050 1,00 1,00Al-2 0,78 4900 46 960 nula 3" 1030 1,04 1,04Al-4 0,80 4800 46 1030 nula 3" 1000 1,10 1,12Al-6 0,82 4750 46 1100 nula 3" 980 1,15 1,22Al-8 0,84 4700 46 1180 nula 3" 940 1,23 1,32Al-10 0,85 4600 45 1280 nula 3" 895 1,31 1,43ANFO Liviano 70/30 0,60 3200 15 640 nula 2" 1075 0,75 0,57ANFO Liviano 60/40 0,50 3000 11 610 nula 2" 1090 0,73 0,47Blendex 910 0,8 4700 29 888 nula 3" 1058 0,98 1,00Blendex 920 0,92 4800 36 864 nula 3" 1066 0,96 1,10Blendex 930 1 5000 41 840 nula 4" 1074 0,94 1,27Blendex 940 1,2 5000 49 815 4 horas 4" 1082 0,92 1,41Blendex 945 1,3 5400 57 789 4 4 1089 0,89 1,48Blendex 950 1,3 5400 56 791 8 horas 4" 1090 0,90 1,49Blendex 960 1,35 5400 50 767 16 horas 5" 1098 0,88 1,41Blendex 930 -Al 1,05 5000 44 895 nula 4" 1053 0,98 1,35Blendex 940 -Al 1 5000 47 871 4 horas 5" 1061 0,96 1,48Blendex 950 -Al 1,35 5000 45 847 8 horas 6" 1070 0,94 1,61Emultex N 1,32 5400 62 730 16 horas 4-1/2" 1111 0,84 1,41Emultex S2 1,28 5600 97 708 16 horas 5-1/2" 1119 0,82 1,35Emultex G 1,00 - 1,30 5700 61 701 16 horas 4-1/2" 1081 0,81 1,25

RESISTENCIA AL AGUA MEZCLAS ANFO / EMULSIÓN

0 10 20 30 40 50 60 70 80 90 100% DE EMULSIÓN100 90 80 70 60 50 40 30 20 10 0% DE ANFO

EXCELENTEDESPLAZA EL

AGUA

BUENASE DEBE

DESAGUAREL POZO

NO TIENERESISTENCIA

AL AGUA

PRODUCTOBOMBEABLE(EMULTEX)

1600

PRODUCTOVACIABLE(BLENDEX)

960 945

C.Orlandi - 1998

Selección del Explosivo

Res

iste

ncia

de la

roca

Emulsiones HANFOS

ANFO ANFO DILUIDO

Densidad de Fracturas

Dimensiones de la malla de tronadura

Altura del banco

• La relación de esbeltez, Sr, para las mallas de tronaduras, se define como:

donde hb es la altura del banco (m) y B es el burden (m).

BhS b

r =Sr > 2 es bueno

Sr = 3 es óptimo

Sr < 2 es malo

Profundidad del pozo

−= DiámetrosBurden

rLmax 2

7.31

donde Lmax es el largo máximo de hoyo que se puede perforar sin exceder el 10% de probabilidad de traslape en la pata de los hoyos.

r = 0,03 para pozos verticalesr = 0,04 para pozos inclinados

Definición de PasaduraDefinición de Pasadura

Jα

S

α = 10° α 30°

J/B = 0 a 0,4

Pasadura

• Es la longitud del pozo por debajo del nivel de piso.• Mucha pasadura: mayores costos de perforación,

mayor nivel de vibraciones, y alta fragmentación en la parte superior del banco inferior.

• Poca pasadura: Problemas de “patas”, niveles de piso.

donde Lsd es el largo de la pasadura (m), d es el diámetro de hoyo (m) y la constante Ksd varía de 8 a 12.dKL sdsd =

Taco• Es la longitud del pozo que se rellena con material

inerte para confinar y retener los gases producidos por la explosión.

• Poco taco: escape prematuro de los gases.• Mucho taco: Generación de bloques en la parte alta

del banco, y alto nivel de vibraciones.• En la practica las longitudes de taco aumentan

conforme baja la competencia de la roca.• Taco de aire reduce presión peak de hoyo lo que

permite acortar longitud de taco superior

Eyección de taco

1010

No stemming ejectionWith stemming ejection

Burden movement at 20ms

Stemming ejection at 7.5ms

109

108Presión

Pa10

7

106

105

2010 300

Tiempo

Stemming Blow Out

Retenciónde la Energía del Explosivo

• Resultado• Costo• Conveniencia

dKT *=

T : taco en metrosd : diámetro de perforacion en metrosK : Cte. Entre 25 a 30

Uso de gravilla en el taco debe ser considerado para estose recomienda material de gravilla entre 1/10 a 1/ 15del diametro de perforación. Esto implica K = 20 a 35

TACOTACOResistencia a la compresión (Mpa) UCS 50 ZPotencia en peso (%) E 90 Donde no hay prob. de flyrock 1Densidad exp (gr/cc) de 1,3 Cercano a edif. o estructuras 1,2Diám. Hoyo (pulg) Dh 10,675 Cercano a edif. Públicos 1,5Factor seguridad z 1Kg/m l 75 UCS AFactor de roca A 8 +200 MPa 12 - 14Taco (m) T 7,9 100 - 200 MPa 10 - 11T/Dh 29 50 - 100 MPa 8 - 9

-50 MPa 6

31

100**0254,0**8

**12

=

ElDA

ZT h

AECI

Diseños de Perforación

• Una distribución uniforme de explosivos requiereuna distribución uniforme de pozos

• Rectangular o Trabado?• El amarre es lo que define el diseño real

S : B = 2S : B = 1

JKMRC

Uso de mallas trabadas

RR SBB **9306.0==∆

∆∆ = BS *1547.1

Factor de carga

B

H

• Relación peso de explosivo al peso de la roca

• Conveniente, fácilde calcular y se relaciona a costos

S

JKMRC

Variando el factor de carga

Espaciamiento

Incrementando el Burden

Al incrementar el burden disminuye la concentración de carga

Concentraciónde carga

BurdenJKMRC

Factor de carga en 2 D

Concentraciónde energía 2 D

Burden

Aumentando el Burden

Aumentandoel espaciamiento

Espaciamiento

JKMRC

Factor de carga en 3 D

L1

L2dl r

hP

l

( )E

K Ed2

43

h l dp

f

2

r2 2L

L

32

1

2

=

+∫

π

ρ πl

JKMRC

Distribución de energíaParte superior

Total

Parte inferior

JKMRC

Factor de energía

Factor de energía = factor de carga

* Potencia relativa en peso

JKMRC

JKMRC

La Implementaciónlo es todo!

JKMRC

La diferencia entreestas tronaduras es la ingeniería!

ConfinadoConfinado o o con con caracara librelibre??

JKMRC

Determinación del burden en función del diámetroDeterminación del burden en función del diámetrode perforación.de perforación.

Roca blanda

1

2

3

4

5

Bur

den

(m)

7

Roca media6

Roca dura

50 100 150 200 250Diámetro pozo (mm)

JKMRC

Matriz de cálculo de burdenMatriz de cálculo de burdenAUTORES

parámetros utilizados AN

DER

SEN

FRA

ENK

EL

PEA

RSE

ASH

LAN

GEF

OR

S

KO

NYA

L.JI

MEN

O

KO

NYA

Diámetro perforación (pulg) 12 12 12 12 12 12 12 12Altura banco (m)Longitud pozo (m) 20 20Taco (m)Pasadura (m)Longitud de Carga (m) 12Inclinación perforación (º) 0Densidad roca (gr/cc) 2,5 2,5 2,5 2,5Resistencia compresión (Mpa)Resistencia tracción (Mpa) 10Factor roca 1Velocidad Onda P (m/s) 3500Densidad explosivo (m/s) 1,2 1,2 1,2 1,2 1,2Velocidad detonación (m/s) 5000 5000Presión de detonación (Mpa) 5000Constante binomica roca-explosivoRazón burden/espaciamiento 1,11Potencia explosivo relativa en peso(anfo º/1) 1Equipo carguio

Ingreso de datos de acuerdo al autor

Método de cálculo de R. Ash (1963)

BJK

BTK

BHK

BSK

DBK

J

T

H

S

hb

=

=

=

=

= 20 a 40 PºMº = 30

1 a 2

1,5 a 4 PºMº = 2,6

0,5 a 1 PºMº = 0,7

0,2 a 0,4 PºMº = 0,3

Método de cálculo de R. Ash (1963)

0254,0** hDKbB =

Dh en pulgadas y B en m.

32

31

31

3658*

3,1*563,2*30

=

VODdd

Kb e

r

Para una densidad roca = 2,6 se tiene:

Para Anfo => Kb = 29 y B = 8,0 m

Para Blendex 930 => Kb = 34 y B = 9,4 m

Para Emultex N => Kb = 39 y B = 10,8 m

AUTORES

parámetros utilizados AND

ERS

EN

FRAE

NK

EL

PEA

RS

E

ASH

LANG

EFO

RS

KO

NYA

L.JI

MEN

O

KO

NYA

Diámetro perforación (pulg) 10,62 10,62 10,62 10,62 10,62 10,624 10,62 10,62Altura banco (m) (L)Longitud pozo (m) 17 17Taco (m)Pasadura (m)Longitud de Carga (m) 10Inclinación perforación (º) 0Densidad roca (gr/cc) 2,74 2,74 2,74 2,74Resistencia compresión (Mpa)

Resistencia tracción (Mpa) 14,8Factor fijación (f) 1constante de la roca (kg/m3) ( c ) 0,4Velocidad Onda P (m/s) 4062Densidad explosivo (gm/cc) 1,3 1,3 1,3 1,3 1,3Velocidad detonación (m/s) 5400 5400Presión de detonación (Mpa) 6200Constante binomica roca-explosivoRazón burden/espaciamiento 1

Potencia explosivo relativa en peso(anfo º/1) (PRP) 0,89


AUTORANDERSENFRAENKELPEARSEASHLANGEFORKONYAL. JIMENO

7,8

Ash

BURDEN RESULTANTE ( m)

7,99,9

7,9

7,47,55,5

8,2

0254,0*3,1

*563,2*30*31

= E

R

B ρρ

φ

Langefors

f = 1 para pozos verticalesf = 0,9 para pozos incl. 3:1f = 0,85 para pozos incl. 2:1c = 0,3 para rocas blandasc = 0,4 para rocas duras e' = error empatec = 0,5 para rocas muy duras db = desviación perf (m/m)

( ) BSfcPRPB e

/**75,0**

3344,25*

max +=

ρφ

LdeBB b *'max −−=

H. P. Rossmanith

CALCULO FACTOR DE CARGAFORMULA ASHBY

ANG. FRICCION 30 35 37 38ANG. RUGOSIDAD i 5 5 7 8FF Nº/m 16 16 16 16

FACTOR DE CARGA (gr/ton) 156 186 215 230

φ

( )3

*560FF

itgCE +=

φ

CALCULO FACTOR DE CARGAFORMULA STEFFEN

DENSIDAD gr/cc 2,6 2,6 2,6 2,6ANG. FRICCION 35 35 37 38ANG. RUGOSIDAD i 5 5 7 8UCS MPa 50 50 50 60DIAM. HOYO mm 279,4 279,4 279,4 279,4RQD % 35 35 35 40

FACTOR DE CARGA (gr/ton) 99 99 104 111

φ

( )( )

densidad

RQDdiamhoyoUCSitgdensidad

Ln

FC

54033/115

100/****95

3+

−

+

=

α

CALCULO FACTOR DE CARGAFORMULA BERTA

VD (m/s) 4500 4500 4500 4500 4500Vp (m/s) 3000 2500 2000 1500 1300Dens. exp. 1 1 1 1 1Dens. roca 2,6 2,6 2,6 2,6 2,6 YESO 1,1Diam. hoyo D 11 11 11 11 11 ESQUISTO 1,45DIam.expl. d 11 11 11 11 11 CALIZA 1,47Energia expl.(MJ/kg) 3,516 3,516 3,516 3,516 3,516 MARL 1,1Energia sup. roca.(MJ/m2) 0,0014 0,0014 0,0014 0,0014 0,0014 CUARCITA 1,63Tamño max. frag. (m) M 0,6 0,6 0,6 0,6 0,6 GRANITO 1,68

ESQ. CALC 1,440,928 0,9669 0,9948 0,9949 0,9798 CONGLOM 0,75

1 1 1 1 1 SERPENT 1,35Factor de carga (Kg/m3) CE 0,3042 0,2938 0,2834 0,2834 0,2886 GRANITO 1,81Factor de carga (gr/ton) CE 117 113 109 109 111

n 1 =

n 2 =

ρe

ρr

εεs

3x10 −ssε

εε

****

321 nnng

CE sf= Mg f

64=

( )( )2

2

1 ****

1pre

pre

VVDVVD

nρρρρ

+

−−= )1(

1/2 −−

=ee

n dD

CALCULO FACTOR DE CARGAFORMULA BRUCE CARR

VD (m/s) 4500 4500 4500 4500 4500Vp (m/s) 3000 2500 2000 1500 1300Dens. exp. 1,2 1 1 1 1Dens. roca 2,6 2,6 2,6 2,6 2,6

Factor de carga (Kg/m3 CE 0,605 0,555 0,444 0,333 0,289Factor de carga (gr/ton) CE 233 213 171 128 111

ρe

ρr

( )1*8.0**

**19.961exp_det_Pr

_Im2 +== e

e

pr

VDV

losivoonacionesionrocapedanciaCE ρ

ρρ

CALCULO FACTOR DE CARGAFORMULA BROADBENT, HEYNEN y DIMOCK

Vp CE

379 78,3

690 100

1000 124

1517 161

2000 194

2552 216,6

3000 233

4000 254,5

Determinación factor de carga a través de la vel. sísmica

0

50

100

150

200

250

300

379 690 1000 1517 2000 2552 3000 4000

Velocidad sísmica Vp (m/s)

Fact

or d

e ca

rga

(gr/

ton)

CE

310262 *1072248.6*1027825.6*1083807.80087.44 ppp VxVxVxCE −−− −−+=Coef. correlación = 0.99924

Factor de carga Fc 170 130Kg max/hoyo Kg 400 400Altura banco L 13 13Densidad roca 2,6 2,6Rel. Espac/Burden Kb 1,15 2,5

Burden B 8 6Espaciamiento E 9,2 15

BKg

Kb L Fc=

1000 0 5** * *

.

δ

δ

RMD V Espaciamiento de Fractura 0,3Pulvurulenta/Frágil (P)Diaclasado Vertical (V)Masiva (M)

Manteo diaclasas 20 Dureza UCS en MPa 200Manteo fuera cara banco (20) Muy blanda (25)Rumbo perpend. a la cara (30) Blanda (50)Manteo hacia la cara (40) Mediana (100)

Dura (150)Muy Dura (200)

Módulo de Young (GPa) 68Densidad Roca (gr/cc) 2,6

SEGÚN MCKENZIE SEGÚN CUNNINGHAMFACTOR DE ROCA 5 7,5

Altura banco (m) H 12Taco (m) T 6Densidad explosivo (gr/c dex 1,25Dám. Perforación (pulg) Dh 9,5Potencia en peso (%) E 220,5Tamaño medio (cm) X50 20Burden (m) B 8Espaciamiento (m) S 10Factor de roca F 4,9Nuevo E E' 220,5

( )( )( ) 8.0

50633.02exp **

*****03226.0SBH

xEDdTHF h−=

( )( ) 2

exp

633.01

50

8.0

**1*

*03226,0***'

hDdTHXSBHFE

−

=

Metodología de Borquez

Diam. Hoyo (pulg) 12,25 2,5densidad expl 0,8 0,8VOD expl (m/s) 4400 4200Altura banco 15densidad roca 2,444Ts (MPa) 7,398 8,8RQD 33,8 65 Resistencia FactorFcorrección 0,7 0,7 discontinuidades correcciónUCS (MPa) 96 106Taco 10RQDE 23,66 45,5 Alta 1Kv 1,1 0,9 media 0,9Pd (MPa) 3872 3528 Baja 0,8SBR 1,11 Muy baja 0,7B (m) 7,8 1,1S 8,658 1,375Pasadura 1,6Ton/hoyo 2476Kg/hoyo 401Factor de carga 162

( )RQEDvK ln*27.096.1 −=

RQDFcRQED *=

5.0

***0254.0

=

s

dv T

PDKB

Ranking para el factor de roca de Kuz-Ram (después de Cunningham, 1987).

PARAMETRO RANKING

Descripción de la Masa Rocosa (RMD)

Pulvurulento/Quebradizo 10

Diaclasado verticalmente JPS + JPA

Masiva 50

Espaciamiento de fracturas (JPS)

0.1 m 10

0.1 a sobre tamaño 20

Sobre tamaño a tamaño de la malla 50

Angulo del plano de fractura (JPA)

Buza fuera de la cara 20

Rumbo perpendicular a la cara 30

Buza hacia la cara 50

Influencia de la Densidad (RDI) RDI = 25*SG – 50

Factor de Dureza (HF) E/3 para E<50 GPaUCS/5 para E>50 GPa(E = módulo de Young,

UCS = resistencia a la compresión uniaxial)

C. M

cKen

zie

RMD = Descripción de la roca.JPS = Separación entre fracturas planas.JPA = Angulo fracturas planas.RDI = Influencia de la densidad.HF = Factor de dureza.

Modelo de KUZ-RAM

Cálculo factor de roca A (2)

( )HFRDIJPAJPSRMDA ++++= *06,0

DiseñoActual Propuesto

Altura banco (m) H 15 15factor de roca F 4,38 4,38X50 (cm) 20 20SBR 1,00 1,15

Explosivo de fondo H 945 H 945Potencia en peso (%) Ef 89 89Densidad exp (gr/cc) def 1,3 1,3

Explosivo de columna H 930 AnfoPotencia en peso (%) Ec 93 100Densidad exp (gr/cc) def 1 0,8Diam. Hoyo (pulg) Dh 10,625 10,625Taco T 7 6Densidad roca (gr/cc) dr 2,5 2,5Error perforación (m) w 0,2 0,2Pasadura (m) J 2 1,5Largo carga fondo (m) lf 10 6Largo carga columna (m) lc 0 4,5Burden (m) B 7,6 6,9Espaciamiento (m) S 7,6 7,9

H 945 H 945

AnfoH 930

( )

396.0'

625.050

5.0 *115

***1

= t

p QE

FX

HSBRB

Diseño de Diseño de KuzKuz--RamRam (2)(2)

( )

−+

= c

CffCfHE

HSBRA

XK γ

γ*)

100%1(

100*%**

115*

633.0/1

8.0**50

1

5.0

1.0

633.0/6.1 *25.0

21*1**142.2

1.0

100%1*

100%*

100%1*

100%*

*

*

−−

+

+

−

−

+

−+

−−

=H

BSBR

BW

DB

CfCf

CfCfABSn

BK

h

fc

fc

X

γγ

γγ

Cálculo diseño según Kuz-Ram

Ingreso de datos: (Kg/m) 74,98 % Pasante TamañoX50 (cm) 20 (Kg/m) 57,68 (cm)Xn (cm) 70 n 0,96 10% 2,8% acum Xn 90 Xc (cm) 29,32 20% 6,1Factor de roca A 4 B (m) 9,1 30% 10,0Relación S/B SBR 1 S (m) 9,1 40% 14,5Altura de banco H 15 J (m) 2,3 50% 20,0% Carga fondo/Carga tot Pef 70 T (m) 6,5 60% 26,8Explosivo fondo Heet 950 Qf (Kg) 565 70% 35,6Potencia en peso E (%) 90 Qc (Kg) 242 80% 48,2Densidad explosivo de (gr/cc) 1,3 Qt (kg) 807 90% 70,0Kcal/kg 791 Ton/ Hoyo 3105 99% 144,3Precio (US$/TON explosivo) 420 Fc (gr/ton) 260

Explosivo columna Heet 930 T mínimo (m) 7,1Potencia en peso E (%) 94Densidad explosivo de (gr/cc) 1 Costo/ton cUS$/tonKcal/kg 840 Perforación 3,62Precio (US$/TON explosivo) 420 Tronadura 10,92Diámetro pozo Dh (mm) 271,0 Total 14,53Desviación perforación W (m) 0,3Densidad roca dr (gr/cc) 2,5Valor m perforado (US$) 6,5

Criterios de canteras y minas de carbónFactor de Rigidez 1,65 rigidez normalDist. Vert. Energía 56,60% granulometría no uniforme DISEÑO NO VALIDO. Taco inferior al mínimoFactor de confinamiento 1,33 confinamiento promedio Si desea usar el diseño utilice retenedor o gravilla

Heet 950

fγDistribución Granulométrica

0%

20%

40%

60%

80%

100%

120%

1,0 10,0 100,0 1000,0

Tamaño fragmentos (cm)

Heet 930

cγ

TEORIA DEL CRATERTEORIA DEL CRATER


31

* wEN =Profundidad crítica

donde E es el factor de energía de deformación.

3 wNE =Reordenando

Nd0

0 =∆la razón de profundidad Donde do es la profundidad óptima


31

000 *** wENd ∆=∆=Si suponemos que el cráter se crea hacia la cara libre del banco, podemos reemplazar a d0 por el burden B:

3

0 *

∆

=E

BWR31

0 ** RWEB ∆=

que es la profundidad escalar óptima , donde d0 es la profundidad óptima medida desde la superficie al centro de la carga w, cuyo largo es 8 veces el diámetro de perforación.

310

w

dODB =


BKHWWODB

JHPCWODB

PCJHPCWODBT

jR

R

R

R

**21*

*21*

*21*

3/1

3/1

3/1

+=+

+=+

−+=−=

γ

HBKE

BE

BODB j =−

∆

+

∆

**21*

***

3

00 γ


Profundidad óptima (m) do 4,1Profundidad crítica (m) N 6,7Cantidad expl. usado en pruebas (kg) w 60Razón de profundidad óptima 0,61Factor de energía de deformación (m/kg^1/3) E 1,71Profundidad óptima de carga (m/kg^1/3) ODB 1,05Densidad roca (gr/cc) dr 2,6Relación espaciamiento burden Ks 1Relación pasadura burden Kj 0,2Diàmetro pozo del diseño a calcular (") D 9,875Tipo explosivo Heet 940Densidad explosivo (gr/cc) de 1,1Densidad de carga (kg/m) Kg/m 54,35Altura del banco (m) H 11,2

De la siguiente ecuación se calcula B:Burden (m) B 8,2Espaciamiento (m) S 8,2Carga explosiva/ pozo (kg) W 480Largo columna de carga (m) PC 8,8Pasadura (m) J 1,6Taco (m) T 4,0Ton. de material por pozo Ton 1958Factor carga (gr/Ton) Fc 245

90

Calculo diseño con Teoría del crater(datos de pruebas en Cerro Colorado)

Nd 0

0 =∆

3 wNE =

30

wd

ODB = 3

0

31

31

31

*

*/

*21*

*21*

*21*

∆

=

+=+

+=+

−+=−=

EBW

BKHmKg

WWODB

JHPCWODB

PCJHPCWODBT

j

HBKmKgE

BE

BODB j =−

∆

+

∆

*/*2

1***

*3

00

0∆

SDB Roca congelada

Roca blanda

Roca frágil

Min 0,79263 1,0899 0,79263

Max 0,8719 1,30784 1,5853

13

dSDB=w

Si tenemos un diámetro de 3” y una roca frágil, el rango de profundidad del pozo se calculará como sigue:

Primero determinaremos el tamaño de la carga explosiva, que será Anfo:

PC = 6*φ = 6 * 3 * 0,0254 = 0,46 m

El peso será w = 0,5067 * 9 * 0,78 * 0,46 = 1,64 KgE. Berger

Si se usará un iniciador de 150 grs. Implica que el peso total será de 1,64 + 0,15 = 1,79 Kg. Y mantendremos el largo de 0,46m.

Luego, el largo del pozo debe ser:

L = SDB * w(1/3) + 0,5*PCLmax = 1,5853 * 1,79(1/3) + 0,46/2 = 2,15 m

Lmin = 0,79263 * 1,79(1/3) + 0,46/2 = 1,2 m

La distancia entre pozos debe ser

Dc = φ * 1,75 = 3 * 1,75 = 5,25 mY el incremento en profundidad

∆i = Largo carga/2 = 0,46/2 = 0,23 m

Nº de pruebas ≅ 6 a 7

E. Berger

Inclinación de los pozos• Ventajas:

– Costos reducidos de perforación y explosivos debido a un tamaño de malla aumentado

– Mejor estabilidad en la cresta del banco– Quebradura reducida– Mejor desplazamiento de la pila tronada– No hay problemas de pata y reducción de la pasadura

• Desventajas:– Aumento de los errores de alineación– Aumento de la susceptibilidad de la desviación– Se requiere una mejor supervisión durante la

perforación– Aumento del desgaste de las barras de perforación

Primado de pozos

• Posicion del APD– Considerar el tiempo (distancia) de alcanzar la

velocidad de regimen.

– Distancia velocidad de regimen es de: 3 a 5 veces el diametro de perforacion.

GRAFICO VELOCIDAD DE DETONACION

0

1000

2000

3000

4000

5000

6000

20 40 60 80 100 120 140 160 180Distancia al APD (cm)

Velo

cida

d de

det

onac

ión

(m/s

)

Zona de transiciónZona velocidad de régimen

Máxima potencia del explosivo

EFECTO DE LA DILUCION EN EL DISEÑO.

Los métodos más comunes para evitar la dilución son:

Utilizar bancos de poca altura.Factores de carga bajos.Ubicación de los bloques mineralizados dentro de la tronadura.Dirección de la salida paralela al rumbo del cuerpo mineralizadoTronar con cara sucia.

REDISEÑO DE TRONADURAS

Distribución del explosivo

• Diámetro del pozo• Densidad del explosivo y potencia en volumen• Largo del taco• Burden y espaciamiento• Pasadura

2 MJ/m3

8 MJ/m3

32 MJ/m3

Hoyos de 311 mm de diámetro.

Explosivo

0

10

20

D istancia (m )0 20 40

D istancia (m )0 10 20

0

10

202 MJ/m3

8 MJ/m3

32 MJ/m3

Explosivo

fig_44.wpgHoyos de 100 mm de diámetro

Figura 4.3. Se cción tra nsversal de un banco mostrando la dis tribución de laenergía del explosivo para hoyos de 100 y 311 mm de diá metro con unfac tor de carga c onstante de 0.5 kg/m3.

CMcK

Fórmula McKenzie:

Fórmula Langefor:

Fórmula Kuz-Ram:

5.0

**

**

=

ii

nn

i

nin Ed

EdDD

BB

2

**

**

n

ii

nn

n

i

nin Ed

EdDD

BB

=

396.079.0

**

**

=

ii

nn

i

nin Ed

EdDD

BB

ESC

AL

AM

IEN

TO

D

E D

ISE

ÑO

2

***

=

i

n

ii

nns D

DEdEdK

isn TKT *3/1=

0.67 0.33

* * *n n nn i

i i i

D d EB BD d E

=

Fórmula de W. Fórmula de W. CrosbyCrosby

7,0x7,0Diámetro de perforación (") 10 5/8 12 1/4 12 1/4 12 1/4Densidad roca 2,48 2,48 2,48 2,48Burden (m) 7 7,5 8 8,5Espaciamiento (m) 7 7,5 8 8,5Pasadura (m) 1,5 2 2 2Taco (m) 7 8 8 8Altura Banco (m) 15 15 15 15Volumen (m3) 735 844 960 1084Tonelaje (ton) 1823 2093 2381 2688Factor de roca 2 2 2 2

Tipo de explosivo Blendex-930 Blendex-930 Blendex-930 Blendex-930Energía explosivo (Kcal/kg) 840 840 789 840Energía explosivo (Mj/kg) 3,52 3,52 3,30 3,52kg/m 57 76 99 76Kilos por pozo 543 684 890 684Energía total (Mj) 1911 2407 2939 2407Factor de Energía (Mj/ton) 1,049 1,150 1,234 0,896Factor de Carga (gr/ton) 298 327 374 255Perforación específica (ton/m) 110 123 140 158tamaño en cm bajo d50 8,28 7,99 7,77 9,77Coef. Uniformidad 1,39 1,32 1,32 1,32tamaño en cm bajo d75 13,63 13,53 13,15 16,53% del Factor de Energía 100% 110% 118% 85%% del Factor de Carga 100% 110% 125% 85%% de perforación específica 100% 111% 127% 143%

ESCALAMIENTO DE MALLA

Blendex 930 Blendex 930 Blendex 945 Blendex 930

% 50%

100100

0,6932n

p

Lnp

D D

− =

FragmentaciónRelator: Don Iván Villalba

CURSO: FRAGMENTACION DE ROCA.(Modelos de Predicción)

Enaex S.A.Septiembre 2003

FRAGMENTACIONDE ROCA.(Modelos de predicción)

• La fragmentación generada por tronaduradepende básicamente de dos variables llamadas:– Controlables

• Diseño geométrico de tronadura.• Explosivo utilizado.• Secuencias de iniciación.

– No Controlables• Características geológicas y geomecánicas del terreno.

Parámetros de entrada y salidaen el proceso de tronadura

Variables Controlables

• Diam. Perf.• Prof. Pozo• Pasadura• Long. Taco• Alt. Banco.• Malla.

IniciaciónN°Caras Lib.Tipo Expl. Cant. Expl.Pres. Agua(*)Etc.

GeologíaProp. Geomec.DiscontAgua.Etc.

Variables No Controlables

Tronadura

Fragmentación.Desp. PilaVibracionesairblastFlyrock.Etc.

Output

Atlas Powder Co. (1987)

Secuencia Lógica del Diseño de una TronaduraObj. diseño Metas

• Fragmentación• Desp. Pila.• Forma Pila• Vibraciones• Flyrock• Daño Paredes

Optimizar

Minimizar

• Geología• Prop. Geomec.• Discont• Agua.• Etc.

Parámetros de Terreno

Variables Controlables

• Diam. Perf.• Prof. Pozo• Pasadura• Long. Taco• Alt. Banco.• Malla.

• Iniciación• N°Caras Lib.• Tipo Expl.• Cant. Expl.• Pres. Agua(*)• Etc.

Tronadura

Logro de los ObjetivosNo

SiStand. Diseño

Atlas Powder Co. (1987)

FRAGMENTACION DE ROCA.

Efectos del grado de fragmentaciónen los distintos costos unitariosde una operación minera

MacKenzie (1967)

FRAGMENTACION DE ROCA.(Modelos de predicción)

• Los métodos de definición de las variables geométricas(B,E,etc) no dependen de la calidad de fragmentación deseada, sólo (algunos) de las características geomecánicas del macizo rocoso.Actualmente solo existen análisis cualitativos de mejor o peor fragmentación en función de las variables de tiempo y explosivo en el diseño de tronadura.

AUTORES

parámetros utilizados AN

DER

SEN

FRA

ENK

EL

PEA

RSE

ASH

LAN

GEF

OR

S

KO

NYA

L.JI

MEN

O

KO

NYA

Diámetro perforación (pulg) 12 12 12 12 12 12 12 12Altura banco (m)Longitud pozo (m) 20 20Taco (m)Pasadura (m)Longitud de Carga (m) 12Inclinación perforación (º) 0Densidad roca (gr/cc) 2,5 2,5 2,5 2,5Resistencia compresión (Mpa)Resistencia tracción (Mpa) 10Factor roca 1Velocidad Onda P (m/s) 3500Densidad explosivo (m/s) 1,2 1,2 1,2 1,2 1,2Velocidad detonación (m/s) 5000 5000Presión de detonación (Mpa) 5000Constante binomica roca-explosivoRazón burden/espaciamiento 1,11Potencia explosivo relativa en peso(anfo º/1) 1Equipo carguio


Estructuras y sus Propiedades

Parámetros Geométricos•Manteo•Dirección Manteo.•Traza o extensión•Espaciamiento

A.Karzulovic

Estructuras y sus Efectos:

Efectos de las grietas en la fragmentación

Dos posibles diseños de tronaduras


• Modelos de predicción de Fragmentación:– Larsson

• Donde:• K50= Abertura de malla cuadrada por la que pasa el 50% del material

tronado.• B = Burden (m)• S/B = Relación Espaciamiento Burden.• CE = Consumo específico de explosivo (kg/m3)• c = Constante de la roca 0,3--0,5 kg/m3.• S = Constante de Tronabilidad.

– S = 0,6 para rocas muy fisuradas.– s = 0,4 para rocas homogéneas.

−

−

−

=82,0*ln18,1*ln145,0*ln58,0

50 *c

CEBsB

eSK


Monograma para la determinación del tamaño del bloque

0,9

0,05

0,33

0,40 0,4

50,5

05,0

2,5 1,25 1,0

0,65

0,55

0,45

0,35

0,7

0,5

0,3

0,1

Cte. Estruct.Roca

Relación E/BPerf. Espec. M/m3

Cte. Roca

0,7

0,5

0,3

0,1

Car

ga E

spec

ífica

kg/

m3

Tam

año

Med

io (m

)


• El grado de fragmentación generado por una tronadura se define básicamente como la distribución granulométrica del material tronado, y puede representarse de las siguientes maneras:– Histograma : Entrega una distribución no acumulativa de tamaño o

peso de fragmentos en una clase dada.– Gráfico Acumulativo: Entrega el gráfico de distribución

acumulativa.Histograma

0

5

10

15

20

25

30

10 20 30 40 50 60 70

tamaño (cm)

% T

amañ

o

0102030405060708090

100

1,0 10,0 100,0 1000,0Tamaño (cm)

% P

asan

te


Modelo de KUZ-RAM

– Basado en la formula empírica para determinar el tamaño medio de los fragmentos generados por tronadura, desarrollado por Kuznetsov.

– Basado en la curva de distribución granulométrica de Rosin-Rammler.

– Modelo desarrollado por Claude Cunninghanpara el cálculo del índice de uniformidad.

Modelo de KUZ-RAM

Ecuación empírica de Kuznetsov

618,0

050 ** Q

QVAX

=

633,0

61

8,0

050

115***

=

EQ

QVAX e

e

X50 = Tamaño medio de los fragmentos de Tronadura. (cm)A = factor de roca. ( Valor de 1 a 13)Vo = Volumen de roca fragmentada por pozo. (m3)Q = Cantidad de TNT equivalente a la carga de explosivo por pozo.Qe = Kilos de explosivo por pozo.E = Potencia relativa en peso referida al Anfo.

Modelo de KUZ-RAM

• A medida que aumenta el Factor de Carga el tamaño medio disminuye:

633,0

61

8,0

050

115***

=

EQ

QVAX e

e

Inverso Factor CargaQe= 400 KgF.C1= 0,4 kg/m3 ====>X50=30,8 cmF.C1= 0,6 kg/m3 ====>X50= 22,8 cm

Modelo de KUZ-RAM

• A medida que disminuye el diámetro de perforación disminuye el tamaño medio.

633,0

61

8,0

050

115***

=

EQ

QVAX e

e

Da cuenta del diámetro deperforación.F.C = 0,4 Kg/m3

Qe= 400 kg ====>X50=30,8 cmQe= 600 kg ====>X50= 33,0 cm

Qe

Modelo de KUZ-RAM


−=

−−

−125,3

630400*67

*914*ffSc

eBlA

Bl = 1 para Rajo, 2 para túneles.Sc = Resistencia a la compresión (kg/cm2) ff = Frecuencia de fracturas por pie de testigo.(0 a 6)

Ejemplo: Rc = 80 Mpa.FF = 5A = 5

Modelo de KUZ-RAM


( )HFRDIJPAJPSRMDA ++++= *06,0

RMD = Descripción de la roca.JPS = Separación entre fracturas planas.JPA = Angulo fracturas planas.RDI = Influencia de la densidad.HF = Factor de dureza.

Modelo de KUZModelo de KUZ--RAMRAM

Cálculo factor de roca A (2)Cálculo factor de roca A (2)RMDPulvurulenta/Frágil 10Diaclasado Vertical JPS+JPAMasiva 50Espaciamiento de Fracturas (m)JPS<0,1 m. 100,1 a 1m 20>1m. 50Manteo diaclasas (JPA)Manteo fuera cara banco 20Rumbo perpend. a la cara 30Manteo hacia la cara 40

RDISG (ton/m3) RDI=25*SG-50

HF E/3 si E<50GPaUCS/5 si E>50GPa

Ejemplo: Ejemplo: EE = 40Gpa.= 40Gpa.SGSG = 2,6= 2,6AA = 4,08= 4,08


Ecuación de Ecuación de RosinRosin -- RammlerRammlern

XX

CexP

−

=)(P(x) = Proporción del material retenido para una abertura de malP(x) = Proporción del material retenido para una abertura de malla xla xx = Abertura de mallax = Abertura de mallaxxcc = Tamaño característico= Tamaño característicon = Coeficiente de uniformidadn = Coeficiente de uniformidad

n

XX

CexF

−

−= 1)(Ecuación con 2 incógnitasEcuación con 2 incógnitasnnxxcc

F(x) = Proporción del material que pasa por una abertura de malla x


Cálculo del coeficiente de uniformidadCálculo del coeficiente de uniformidad

( )HL

LCCLBCLabs

BWB

S

dBn

t

0

1.0

5.0

*1.0*1*2

1*142.2

+

−

−

+

−=

N = coeficiente de uniformidadd = Diámetro de perforación (mm)B = Burden (m)S = Espaciamiento (m)W = Desviación de perforación (m)BCL = Longitud de carga de fondo(m)CCL = Longitud de carga de columna (m)Lt = Longitud total de carga (m)L0 = Longitud de carga sobre el nivel de piso (m)H = Altura del banco


Significado del índice de uniformidadSignificado del índice de uniformidad

n2 = 0.5

X250 = 10

n1 = 1

X150 = 10


Significado del índice de uniformidadSignificado del índice de uniformidad

%

El coeficiente n da cuenta de la pendiente de la curva dedistribución granulométrica

Tamaño (cm)

50

30 50 60

80 n = 0,5n = 1

Modelo de KUZModelo de KUZ--RAMRAMEl coeficiente de uniformidad da cuenta de la uniformidad de la El coeficiente de uniformidad da cuenta de la uniformidad de la fragmentaciónfragmentacióny su variabilidad depende básicamente de:y su variabilidad depende básicamente de:

)..(*142.2 nnFdBn

−= B/d aumenta, n disminuyeB/d aumenta, n disminuye

)..(*0 nnFHL

n = LL00/H aumenta, n aumenta/H aumenta, n aumenta

)..(*2

15.0

nnFBS

n

+= S/B aumenta n aumentaS/B aumenta n aumenta

Para tronaduras a rajo abierto el índice de uniformidad variaentre 0.7 a 1.75


• Cálculo del factor Tamaño Característico

n

cXX

e

−

=50

5,0

( )( )nc

XX 150

5,0ln−=

n

XX

exP

−

= 50*693,0

)(


ENAEX S.AGERENCIA TECNICA Fondo Col umna

MALLA 7,0x9,0 EXPLOSIVO Heet 950 Heet 930 DIAM.PERF 200 mmParametros de entrada

Nombre explosivo fondo Heet 950 - Largo carga fondo 8,5Densidad explosivo (gr/cc) 1,3 Largo carga column 0Potencia en peso (%) 90 Q fondo (kg) 347

Nombre explosivo column Heet 930 Q column (kg) 0Densidad explosivo (gr/cc) 1 Qtotal (kg) 347Potencia en peso (%) 94 Qf sin pasad. (kg) 266Diam. hoyo (mm) 200 Qtotal sin pasad (kg) 266Altura banco (m) 12 Potencia P°M° 90Burden (m) 7 % Qf 100, 00Espaciamiento (m) 9 % Pasante Tamańo (cm)Pasadura (m) 2 10 4,1Taco (m) 5,5 20 9,0Exactitud perforacion (m) 0,2 30 14,5Factor de roca 5 40 21,1Densidad roca (gr/cc) 2,6 50 28,9SBR 1,29 60 38,5Parametros calculados 70 51,0Altura columna expl. (m) 8,5 80 68,8Ton/hoyo 1966 90 99,5Carga por hoyo (kg) 347 99 203,3Factor de carga (gr/ton) 177 100 234,9D50 (mm) 289Indice uniformidad 0,97Tamańo caracterķstico (mm) 421Tamańo crķtico (mm) 1200

0102030405060708090

100

1,0 10,0 100,0 1000,0Tamaño (cm)

% P

asan

te

Heet 950

AnfoHeet 930


Resultado de análisis de fragmentación utilizando modelo de Kuz-Ram

0

1020

30

4050

60

70

8090

100

1,0 10,0 100,0Tamaño (cm)

% P

asan

te

Curva Distribución Granulométrica

4567

89101112131415

H I% Pasante Tamańo (cm)

10 1,320 2,930 4,8

40 7,050 9,760 13,170 17,580 23,990 35,199 73,9100 85,9

15161718

E FFac tor de c a rga (g r/ ton) 193D50 (c m) 9,71Ind ic e uniformidad 0,93Tamańo c a rac terķstic o (c m 14,38

( )( )( )( ) )4(ln*

1ln1ln

ln1

2

1

2

1

−

−−

=XX

XPXP

n


• Restricciones del modelo de Kuz-Ram– La relación E/B esta aplicada al esquema de

perforación y no a la secuencia de salida; E/B no debe exceder a 2.

– El explosivo debe desarrollar una energía próxima a la potencia relativa en peso calculada.

– La secuencia de salida y tiempos de retardos no son considerados en el modelo.


• Aplicaciones adicionales de modelo Kuz-Ram– Cálculo de la fragmentación sectorial mediante el

uso del QED.– Cálculo de los parámetros de diseño de tronadura

en función de la fragmentación requerida.

• Cálculo de la fragmentación sectorial mediante el uso del QED.

Cálculo de los parámetros de diseño de tronadura en función de la fragmentación requerida.

( )( )( )( ) )4(ln*

1ln1lnln

1

2

1

2

1

−

−−

=XX

XPXPn

Se define en función de la fragmentación requerida:X50; X80

633,0

61

8,0

050

115***

=

EQ

QVAX e

e

Incognitas: Kilos de explosivopor pozo y Burden; 2 ecuaciones

( )HL

LCCLBCLabs

BWB

S

dBn

t

0

1.0

5.0

*1.0*1*2

1*142.2

+

−

−

+

−=

– Cálculo de los parámetros de diseño de tronadura en función de la fragmentación requerida.

Cálculo diseño según Kuz-Ram

Ingreso de datos: (Kg/m) 74,43 % Pasante TamañoX50 (cm) 25 (Kg/m) 44,66 (cm)Xn (cm) 48 n 1,29 10% 5,8% acum Xn 80 Xc (cm) 33,21 20% 10,4Factor de roca A 2,3 B (m) 15 30% 14,9Relación S/B SBR 1 S (m) 15,0 40% 19,7Altura de banco H 15 J (m) 3,7 50% 25,0% Carga fondo/Carga tot Pef 100 T (m) 7,4 60% 31,0Explosivo fondo Heet 950 Qf (Kg) 848 70% 38,3Potencia en peso E (%) 90 Qc (Kg) 0 80% 48,0Densidad explosivo de (gr/cc) 1,3 Qt (kg) 848 90% 63,4Kcal/kg 791 Ton/ Hoyo 8235 99% 108,4Precio (US$/TON explosivo) 420 Fc (gr/ton) 103Explosivo columna ANFO T mínimo (m) 7,0Potencia en peso E (%) 100Densidad explosivo de (gr/cc) 0,78 Costo/ton cUS$/tonKcal/kg 912 Perforación 1,48Precio (US$/TON explosivo) 400 Tronadura 4,33Diámetro pozo Dh (mm) 270,0 Total 5,81Desviación perforación W (m) 0,3Densidad roca dr (gr/cc) 2,44Valor m perforado (US$) 6,5

Criterios de canteras y minas de carbónFactor de Rigidez 1,00 demasiado rigidoDist. Vert. Energía 50,99% granulometría no uniformeFactor de confinamiento 1,49 confinamiento bueno Puede utilizar el diseño

Heet 950

fγDistribución Granulométrica

0%

20%

40%

60%

80%

100%

120%

1,0 10,0 100,0 1000,0

Tamaño fragmentos (cm)

ANFO

cγ

Modelo JKMRC

Volumen de Sobre Volumen de Sobre --Tamaño alrededor del PozoTamaño alrededor del PozoCarga ExplosivaCarga Explosiva

Zona de MoliendaZona de Molienda

Zona de RoturaZona de Rotura

Diámetro del PozoDiámetro del Pozo

d = 2ad = 2a

Máxima extensión Máxima extensión de la Molienda de la Molienda

rcrc

M.L. Delgado

Modelo JKMRCCORRECCION DEL FINOCORRECCION DEL FINO::

* Propone que el sector cercano a la fragmentación ocurre por la molienda, produciendo partículas muy fina, fuera de esta zona sugieren que ele modelo de Kuz-Ram es apropiado.* El Punto de inflexión está controlado por el esfuerzo compresivo de la roca* La zona fina termina cuando el esfuerzo de la roca es menor que laResistencia a la Compresión Uniaxial de ésta. * De acuerdo al formulismo propuesto por Jaeger & Cook, se tiene:

: Esfuerzo Radial a una distancia x de la pared del pozoσχ2

*2*

=

xdPbxσ

rcc

d: Diametro del Pozo Pb: Presión del Pozo

* Según el modelo, la presión del Pozo, depende de la densidad del explosivo y VOD.

M.L. Delgado

* A su vez, según el modelo, la presión del Pozo, depende de la densidad del explosivo y VOD.

Pb = exp. * VOD ^ 2C

ρ exp : Densidad del explosivoC: cte[ 4 , 8 ]C=4 La Ecuación representa la Presión de Detonación .C=8 La ecuación representa la Presión del Pozo.

ρ

*En la zona de Chancado, representado por un cilindro de longitud igual a la longitud de carga . Usando las 2 ecuaciones se obtiene el radio de la molienda rcrc:

rcc UCSVODdrc

2exp *

*4

ρ=

Pb < UCSPb < UCS

Pb > UCSPb > UCS

M.L. Delgado

Modelo JKMRC ( en desarrollo)

% P

asan

te%

Pas

ante

50 %

90 %

Zona de FinosZona de Finos

Zona de GruesosZona de Gruesos

La pendiente de esta curvaesta controlada por Parámetros de Diseño de Tronadura y otros

La posición de este puntoa lo largo de este eje estácontrolado por el tamañode molienda de cada pozo.

La posición de x50 a lo largo de esta líneaesta controlado por el tamaño del bloque in-situ,definido por el espaciamiento entre junturas, la frecuencia de fracturas y la interacción explosivo/roca

10 100 10001000

Tamaño Partícula (mm.)Tamaño Partícula (mm.) M.L. Delgado

CONSIDERACIONES PARA LA FRACCIÓN GRUESA:

Se acepta el modelo propuesto por Kuz-Ram para predecir el tamaño de la fracción gruesa.la Curva de Distribución del tamaño grueso de una pila no debe pronosticar tamaños superiores mayores a los bloques pre-formados.

Modelo de KUZ - RAM:Modelo de predicción de fragmentación basado en las ecuaciones de Kuznetsov y Rosin Rammler, donde:Ec. de Rosin Rammler :R = exp (- ( x / xc) ^ n )R: Porcentaje Retenido x : Abertura de la malla (cm.)xc: Tamaño Característico ( cm.) n : Coeficiente de Uniformidad.

Ec. de Kuznetsov :x 50 = A * ( Vo / Qe ) ^ 0.8 * Qe ^ (1/6) * ( 115 / E ) ^ 0.633x50 : Tamaño Medio del fragmento. A: Factor de Roca.Vo : Volumen de roca fragmentado por pozo. Qe : Masa de Explosivo usada por pozo.E : Potencia en peso relativo del explosivo. ( 115 / E ) : Representa un ajuste para la PRP del TNT

con respecto al Anfo.

M.L. Delgado

KUZ - RAM:

Xc = X50 / (0.693 ^ (1/ n ) )

Donde el n, se obtiene por Cunningham:n = ( 2.2 - ( 14*B )/ D ) * (1+ (R-1) / 2) ^ 0.5 * ( 1 - W / B ) * L / Hd: Diámetro de la carga B: Burden ( m )W : Desviación del Pozo R : razón Espaciamiento / BurdenB: Altura del Banco ( m ) L : Longitud de la Carga.

* Para poder conocer el comportamiento de la Distribución de la fragmentación fina, con respecto a la analizada por Kuz - Ram (fracción gruesa ), resulta necesario conocer la pendiente de ésta, para ello se obtiene el siguiente cálculo:

nf = Ln ( Ln 1/ Rf ) - Ln ( Ln 1/ R50 )

Ln X10 - Ln dj

Nf = Indice de Uniformidad para la fracción finaRf : Fracción para el material Finodj : Tamaño de párticula donde se unen las dos distribuciones ( x50)

M.L. Delgado

Ejemplo del Modelo JKMRC y la influencia de ciertos Parámetros

en el Comportamiento de la Distribución

MODELO JKMRC

0102030405060708090

100

1,0 10,0 100,0 1000,0Tamaño (cm)

% P

asan

te KUZ-RAM

VOD=4500/UCS=50

VOD=4500/UCS=100

VOD=4500/UCS=150

UCS=100/VOD=5300

UCS=100/VOD=3700

M.L. Delgado

CONCLUSIONES:

Modelo JKMRC ( en desarrollo)

El Modelo JKMRC, corresponde a un Modelo de fragmentación que utiliza independientemente 2 modelos para estimar la distribución de tamaños.

La estimación de la Fracción gruesa se obtiene a partir del modelo de Kuz-Ram.

La extensión de la zona de finos, depende de la presión del pozo genereada por la detonación y como también de las resistencias propias del material..

El volumen de material fino está determinado por el punto donde el esfuerzo radial alrededor del pozo excede el esfuerzo compresivo de la roca.La Fracción de material Fino Rf , depende directamente de la UCS y VOD, puesto que incide en el aumento o disminución de su volumen.

Para una UCS contante y VOD variable, se tiene una relación inversamente proporcional entre la VOD y el nf.Para una VOD constante y UCS variable, se tiene una relación directamente proporcional entre la UCS y el nf.A una menor UCS e independientemente de la VOD, se tiene una mayor Rf lo que implica un mayor volumen de fino.

M.L. Delgado

Secuencia de IniciaciónPreparado por: Don Nelson

Quinzacara

1.AGENDA• Objetivo de la Tronadura• Terminología de la Tronadura• Fractura de la Roca con Explosivos• Secuencia de Iniciación

ObjetivosSistemas de IniciaciónPatrones de ConfiguraciónSelección de RetardosMovimiento del Burden

• Control del dañoCampo Cercano

Campo Lejano

2. OBJETIVOS DE LA TRONADURA

FRAGMENTAR LA ROCA EN TAMAÑOS ADECUADOS

DESPLAZAR LA ROCA Y SOLTARLA EN UNA PILA QUE SEA PUEDA EXCAVAR CON

FACILIDAD

MINIMIZAR EL DAÑO AL TALUD

PRODUCTO QUE SATISFAGA LAS OPERACIONES DE LOS PROCESOS POSTERIORES , MINIMIZANDO EL

COSTO GLOBAL MINA

TRONADURA

3. LA FRACTURA DE ROCA CON EXPLOSIVOS

ESPACIAMIENTO

t tS

Vi ip

+ = +1

Pozo i Pozo i + 1

Esfuerzo de Tensión

t = ti

Esfuerzo de Compresión

MECANISMO DE CREACION DE FRACTURA

Pozo i Pozo i + 1

BURDEN

CARA LIBRE

M0VIMIENTO HACIA UNA CARA LIBRE

4. SECUENCIA DE INICIACION

4.1 OBJETIVOS

4.1 OBJETIVOS

-Interacción entre pozos y filasFRAGMENTAR LA ROCA EN

TAMAÑOS ADECUADOS

DESPLAZARLA LA ROCA Y SOLTARLA EN UNA PILA QUE SEA PUEDA EXCAVAR CON FACILIDAD -Crear caras libres

-Aprovechamiento de los gases de Explosción


-Reducir el confinamiento y las vibraciones

Secuencia de iniciación:

La secuencia de iniciación determina el orden en la cual las cargas de la

tronadura serán detonadas. Las prácticas más comunes de secuencia de iniciación son:

- Paralela

- En V0 o V1

- Echelon

- Diamante.

Algunos de los factores que inciden en la selección de la secuencia de iniciación son:

- Número de caras libres de la Tronadura.

- Dirección seleccionada del desplazamiento del material tronado.

- Orientación de los planos de fracturas presentes en el volumen de roca comprometida por la tronadura.

Paralela Dirección del movimientode la pila

V0 y V1

Dirección del movimientode la pila

1

2

3

123 1 2 3

(a)

(b)


321 4 5 6 7

- Salida Echelon


- Salida Diamante



-INTERACCION ENTRE POZOS Y ENTRE FILAS

FRAGMENTAR LA ROCA EN TAMAÑOS ADECUADOS

-CREAR CARAS LIBRES

DESPLAZARLA LA ROCA Y SOLTARLA LA ROCA EN UNA PILA QUE SEA PUDEA EXCAVAR CON FACILIDAD

-ALIVIAR Y DESPLAZAR LA MASA ROCOSA


-REDUCIR EL SOBREQUIEBRE Y LAS VIBRACIONES

CONTROL DE LA ENERGIA DISPONIBLE

4.3 PATRONES DE CONFIGURACION

CARA LIBRE

CARA LIBRE

CARA LIBRE

MALLA 10x10 m2 , CUADRADA

E = 10 m

B = 10 m

DISEÑO

SIMBOLOGIA9 MS

65 MS

DESPLAZAMIENTO DESEADO

PUNTO DE INICIACION

Bnominal= B efectivo

E nominal= E efectivo

CASO 1

Befec = 10 m

Eefec = 10 m

CASO 2

Eefec = 10 m

Befec = 10 m

CASO 3

Eefec = 14,14 m

Befec = 7,1 m

SIMBOLOGIA9 MS

65 MS

DESPLAZAMIENTO DESEADO

PUNTO DE INICIACION

Bnominal= B efectivo

E nominal= E efectivo

CASO 4

Eefec = 14,14 m

Befec = 7,1 m

SECUENCIA DE SALIDA :

Burden Diseño = Burden Efectivo

ESQUEMA TRADICIONAL , MALLA TRABADA

“EL UTILIZAR BURDEN EFECTIVOS <= AL BURDEN DE DISEÑO NOS PERMITE MEJORAR LOS RESULTADOS DE LA TRONADURA, POR EJEMPLO : FRAGMENTACION , DESPLAZAMIENTO Y ESPONJAMIENTO DE LA PILA.”

SECUENCIA DE SALIDA

Burden Efectivo > Burden DiseñoGERERACION DE TRONADURA APRETADAS

DISEÑO DE INICIACION

ESQUEMA DE PERFORACION :MALLA TRABADA

Para Tronaduras con una cara libre malla cuadrada en V:

1 2 3 4

5

234

5

Be

Se

θV

w

0

6

e

e

BS Debe estar entre 3 a 8, de preferencia 4 a 7

1≈WV

Debe estar entre 90° y 160° , de preferencia 120° y 140°θ

4.4 SELECCION DE RETARDOS

Retardos entre pozos

• Influyen en la forma del frente de iniciación• Controla la carga instantánea máxima • Influyen en el reforzamiento o cancelación

de vibraciones• Influyen en la ‘cooperación de pozos’ en

fragmentación y movimiento• Generalmente cortos - e.g. 9 ms to 25 ms• Deben considerar la velocidad de quemado

del sistema de iniciación

Retardos entre filas

• Influyen en la forma del frente de iniciación• Controlan el burden dinámico• Tienen una influencia importante sobre la

forma de la pila de material desmontado.• Elemento importante en el control de daño• Comúnmente 25 ms hasta 100 ms

Iniciación fila por fila

• Utilizada para ayudar en el desplazamiento de la pila de material desmontado

• Puede ser cuadrada o triangular

Mallas Echelon

• Utilizadas cuando existen dos caras libres• Ayuda en la formación de un canal de energía

y en el movimiento de burden.

Amarre en “V”

• Utilizado cuando existe una cara libre• El ángulo de la “V” es controlado por la razón

B / S y el amarre.• La zona central puede carecer de alivio y la

pila de material se amontona generalmente.

KONYA

Arena ,Arcillas y Carbón 6 - 7

Algunas Calizas y Pizarras 5 - 6

Calizas compactas, Granitos 4 - 5Cuarcitas , Basaltos

Magnétitas ,Mica compactas 3 - 4

TIPO DE ROCATIPO DE ROCA ms/m ms/m EspaciamientoEspaciamiento

TIEMPOS ENTRE POZOS:

3 to 15 milliseconds / m Espaciamiento

KONYA

Alta Vibración , Exceso de Sobrequiebre 7

Altura de la Pila alta, Vibración y Sobrequiebre moderado 7 - 10

Altura de la Pila promedio, Vibración y Sobrequiebre promedio 10 - 13

Pila de material dispersa, Vibración y sobrequiebre mínimo 13 - 20

EffectsEffects ms/m Burdenms/m Burden

TIEMPOS ENTRE FILAS

7 to 20 milliseconds / m Burden

PERFILES TIPICOS DE TRONADURAS

Pila TronadaEXCESO DE QUEBRADURA DETRÁS DE LA ULTIMA FILA

PERFIL 1 : RETARDOS INSUFCIENTES ENTRE FILAS < 35 MSDIFÍCIL DE EXCAVAR , MALA FRAGMENTACION


Pila TronadaALGO DE QUEBRADURA EN LA ULTIMA FILA

PERFIL 2 : PEQUEÑO INTERVALO DE RETARDO ENTRE LAS FILAS 35 A 65 MS , APROPIADO PARA EXCAVACION CON PALA


Pila TronadaQUEBRADURA MÍNIMA

PERFIL 3 :INTERVALOS DE RETARDDOS LARGOS ENTRE FILAS65 A 150 MS , APROPIADO PARA EXCAVACION CON CARGADOR

ROSSMANITH- Tiempo entre pozos

ESPACIAMIENTO

Pozo i Pozo i + 1

BxS (1-B)xS

TIEMPO=(1/VP)x((1-B)xS+tmax)-(BxS/Vg)Donde:Vp= Velocidad de propagación de OndaVg=Velocidad de propagación de la grietaB=Porcentaje de desarrollo de grietaS=EspaciamientoTmax= Onda peak

PERIODO = 14,72 ms

T máx = 2.24 ms

PPV máx= 241 mm/s

T v

DETONACION CARGA PUNTUAL

20 kg Emultex S2 Diámetro =61/2”Profundidad = 12 mt

ROSSMANITH- Tiempo entre filasBURDEN

t t t

twp

twp

Cara Libre1ra FILA2da FILA

2twf twf

TIEMPO=(1/VP)x(B+tmax)+(0,1/cmp)Donde:Vp= Velocidad de propagación de Ondacmp=Velocidad de desplazamiento pilaB= BurdenTmax= Onda peak

4.5 MOVIMIENTO DEL BURDEN DETERMINACION DEL TIEMPO ENTRE FILAS

SEGUN ASH (1990), PARA EL CALCULO DEL INTERVALO ENTRE FILAS , SE DEBE CONSIDERAR

TRES ELEMENTOS

Tiempo “Tm” , para que la cara del burden se comience

a mover desde la ubicación del APD.

Tiempo “Te” , para que el explosivo en el pozo

reaccione completamente.

Tiempo “Tb” , que todo el material tronado se mueva lo

suficiente para crear una cara libre

Tfilas =Tm +Te+Tb

MOVIMIENTO DEL BURDEN HACIA UNA CARA LIBRE

TIEMPO DE RESPUESTA DE LA ROCA

Taco

Troca

DETONACION DEL EXPLOSIVO

PERFIL DE MOVIMIENTO DE LOS TAMBORES

B1

B2

B3

t1 t2 t3REFERENCIA EN SUPERFICIE

t4

INICIACION DEL APD , T=0

MOVIMIENTO DEL BURDEN

0

0.5

10

1,5

2,0

2,5

0 240 320 400 480Tiempo

MetrosDistancia

ms

B1 B2B3

TIEMPO MINIMO DE MOVIMIENTO BURDEN

0

40

80

120

160

200

0 6 7 8 9

Tiempo

MetrosBURDEN

ms

5. CONTROL DEL DAÑO

Mecanismos de Daño (causas)

Fracturamiento inducido por esfuerzos (fatiga inducida)

Extensión de las fracturas

Deslizamiento provocado por Vibración

Craterización (Expansión de los Gases)

5.1 CAMPO CERCANO

ESTRUCTURAS PRINCIPALES

FALLAMIENTO EN CUÑA

Cara libre

Cara libre

Set estructural

Talud

Iniciación

Dirección de Acoplamiento

Agrietamiento

SECUENCIA DE CONTROL



SECUENCIA DE CONTROL

TRONADURA DE CONTROL

GEOFONO

1RA2RA

7 m 3RA4RA

12 m

PERFIL 1 : MEDICION DE VIBRACIONES – SALIDA HACIA EL RAJO

REGISTRO DE VIBRACIONESTRONADURA SALIDA AL RAJO

1RA2RA

3RA

283 mm/s

F=19,5 Hz

4 TA

500 mm/s

F=39 Hz

PERDIDA DE ENERGIA

TRONADURA DE CONTROL

GEOFONO

4TA3RA

7 m 2DA1RA

12 m

PERFIL 2 : MEDICION DE VIBRACIONES – INTERACCION DE ONDASDESARROLLO DE BUFFER DINAMICAS

REGISTRO VIBRACIONESTRONADURA CON INTERACCION DE ONDAS

15 % DURACION EVENTO PPVMAX=307 mm/s F = 30 Hz

90 % DURACION EVENTO PPVMAX=53 mm/s F = 14 Hz

APROVECHAMIENTO DE LA ENERGIA

RESULTADOS OBTENIDOS

5.2 CAMPO LEJANO

CUÑA – AÑO 2001 SECTOR ESTE

DESLIZAMIENTO CUÑA SECTOR ESTE AÑO 1969

Pre-failure - 8/22/01 9:00 am

Reference Line- Road plating material evident in next three slides

Failure - 8/29/01 8:00 am-occurred during the previous night-actively advancing at time of photo

Failure - 8/29/01 3:00 pm

ONDA DE SUPERFICIE (RAYLEIGH)

FORMA DE LA ONDA

ONDA DE P (CUERPO)

PUNTO DE MONITOREO

X >> H

⊗

H

DETONACION DE UN POZO

H

PRINCIPIO DE SUPERPOSICION


TRONADURA DE PRODUCCION

ONDA DE P (CUERPO)

PUNTO DE MONITOREO

X >> H

⊗

dT

Pozo i

Pozo N

Pozo i Pozo N

REGISTRO CAMPO LEJANO250 METROS – MEDICION EN SUPERFICIE

19.8 mm/s , f =7,8 Hz

Tronadura ControladaRelator: Don Róbinson Manríquez

Agenda

• Introducción• Mecanismos responsables de la

sobreexcavación• Efecto de vibración y determinación de

franja de control• Tipos de tronaduras controladas

– Bibliografía y Referencias

Introducción

• La energía no aprovechada en algunos casos alcanza el 85%, reduciendo la resistencia estructural del macizo rocoso.

• Se entiende por tronadura controlada toda aquella que está diseñada para limitar los efectos sobre el entorno, ya sea tanto sobre el macizo rocoso mismo como el ambiente.

• Para el control de taludes interesa minimizar las alteraciones sobre el macizo, considerando tanto efectos sobre la roca (campo cercano) como la posible activación de fallas o cuñas (campo medio).

Consecuencias negativas

Mayor dilución del mineral con estéril en las zonas de contacto en minería metálicas.

Aumento del costo de la carga y el transporte debido al incremento del volumen del material de excavación.

Necesidad de reforzar la estructura rocosa residual mediante costosos sistemas de sostenimiento: Mallado,cerchas metálica, apernado,etc.

Mayor riesgo operacional para las personas.

Consecuencias positivas

Elevación del ángulo del talud, consiguiéndose un incremento de las reservas recuperables o una disminución de la razón estéril /mineral.

Reducción del riesgo de desprendimiento parciales de talud, minimizando la necesidad de bermas anchas y con una repercusión positiva sobre la productividad y seguridad en los trabajos de explotación.

Una reducción en la cantidad de roca a ser removida (ciclos de carguío y costos de transporte reducidos durante la excavación).

Diferencia de talud con y sin tronadura controlada

Daño a la Roca• Se considera daño a la roca la alteración

indeseada de sus propiedades geomecánicas como producto del sometimiento a esfuerzos mecánicos generados por la tronadura.

“Cambio en la Matriz de Fracturas de la Estructura de la Roca”

Número de FracturasCondición de las Fracturas:

longitud, apertura, rugosidad.

Daño...

Efectos:Fracturamiento masivo, en la zona circundante a los pozos.Creación de nuevas fracturasDilatación de fracturas existentes, tanto en espesor como en longitud.Disminución de cohesión de bloques insitu.Deslizamiento de cuñas.Disminución del ángulo del talud.

Mecanismos de Daño o sobreexcavación

Durante la detonación de una carga explosiva, las condiciones que se presentan están caracterizadas por dos fases de acción:

Se produce un fuerte impacto debido a la onda de choque, vinculada a la energía de tensión, durante un corto tiempoActúan los gases producidos detrás de la zona de reacción que alta presión y temperatura son portadores de energía termodinámica.

Efecto de vibración y determinación de franja de control

La tronadura al efectuar el fracturamiento y movimiento de la roca, genera además vibraciones que se transmiten a través de los materiales como ondas sísmicas cuyo frente se desplaza radialmente a partir del punto de detonación. Esta onda sísmica puede causar un daño significativo al diseño del pit, actuando sobre fallas o estructuras principales de la mina o a las instalaciones industriales y edificaciones.



FORMA DE LA ONDA

ONDA DE P (CUERPO)

PUNTO DE MONITOREO

X >> H

⊗

H

DETONACION DE UN POZO

X >> H


H

PRINCIPIO DE SUPERPOSICION

ONDA DE P (CUERPO)

dT

Pozo i

Pozo N

PUNTO DE MONITOREO


Pozo i ⊗

Pozo NTRONADURA DE PRODUCCION


REGISTRO CAMPO LEJANO250 METROS – MEDICION EN SUPERFICIE

19.8 mm/s , f =7,8 Hz


Vibración = Esfuerzo Mecánico

Nuevas fracturas

DeslizamientoEsfuerzo

Dilatación de Fracturas


Propiedades físicas y mecánicas de la roca.

Por lo general, la aplicación de estos datos se limita a modelamiento de la fragmentación y daño producido por la tronadura. Las propiedades principales físicas y mecánicas que se usan comúnmente en el modelamiento de tronaduras son:

1. Módulo de Young.2. Indices de resistencia (de compresión y tensión estática)3. Densidad de la roca.4. Porosidad de la roca.5. Propiedades sísmicas (velocidades de propagación)

El término dureza se usa frecuentemente y probablemente se define mejor en términos de una combinación de resistencia a la compresión y la densidad del material.


Deformación = ε = f (PPV, Vp) = f (σ, E)

εσ

= =PPVV Ep

PPV = “Peak Particle Velocity” σ = Vp = Velocidad de la Onda P

resistencia a la tensiónE = módulo de Joung


EVPPV tp σ⋅

=max

Propiedades de la Tronadura Propiedades de la Roca

Asumiendo υ = 0,25:

PPVV

maxt

p roca=

⋅⋅

1 2, σρ


• El PPV crítico (“PPVmax”) es una característica de cada roca.• La intensidad del daño es proporcional a este nivel máximo de

vibraciones PPV max:

– Dilatación de fracturas ⇒ 1/4 * PPVmax– Aparición de nuevas grietas ⇒ PPVmax– Daño notorio u obvio ⇒ 4 * PPVmax– Sobrequiebre ⇒ 8 * PPVmax

(Criterio de Holmberg y Persson)

Existe además una “Zona de Trituración” alrededor de la perforación, si la compresión ejercida por el frente de ondas supera la resistencia a la compresión de la roca.

para algunas rocas comunes


Granito 850 mm/sAndesita 600 mm/sArenisca 450 mm/sPizarra 350 mm/sConcreto 250 mm/sRoca en R.T. 123 - 321 mm/sRoca en El Abra 364 – 599 mm/s


Método convencional en base al peso de la carga Wt:

PPV K W Xt= ⋅ ⋅ −α β

K, α yβ son propiedades de la roca


H

X

⊗

PPV K W Xt= ⋅ ⋅ −α βPara X >> H

⊗

PPV K W Xt≠ ⋅ ⋅ −α βPara X ≤ 8 H

⇒ Vibraciones en “Campo Cercano”


⊗H

K, α, y β son propiedades de la roca y γ es propiedad del explosivo

Ro

dh

h φ

( )[ ]

α

αβ

α

φγ

−+= ∫

H

xgRR

dxKPPV0

220

20


Anfo, blendex 930

d = 0,9 - 1,2 g/cc

Taco Contorno de dañoZona fragmentada


Dynolite, Anfex L o Anfo Liviano

d = 0,5 - 0,7 g/cc

TacoContorno de dañoZona fragmentada


Anfo, blendex 930Dynolite, AnfexL

o Anfo LivianoTaco

Contorno de daño

Zona fragmentada El daño es proporcional a la Densidad Linealde Carga


con carga de fondo de mayor densidad

Taco

blendex 950Anfo

Contorno de daño

Zona fragmentada


Taco

Taco de Aireblendex 950

Zona fragmentada

Contorno de daño


de preferencia, sin taco

Enaline

Zona fragmentada

Contorno de daño


Anfo, blendex 930Dynolite, Anfex Lo Anfo Liviano Enaline

Taco

de p

refe

renc

ia, s

in

t

Contorno de daño


Tronadura de Producción φ = 10 5/8 “ρexplosivo = 1,2 g/

Radio del Daño(m20 10 10 20

44 m


Tronadura de Producción φ = 10 5/8 “ρexplosivo = 0,8 g/

10 10

30 m

Radio del Daño(m20 20


Tronadura Buffer o Amortiguadaφ = 10 5/8 “ρexplosivo = 0,6 g/

20 10 10 20

22 m

Radio del Daño(m


Tronadura en Diámetro Menor φ = 6 1/2 “ρexplosivo = 1,2 g/

10 10

24 m

Radio del Daño(m20 20


Tronadura Buffer en Diámetro Menorφ = 6 1/2 “ρexplosivo = 0,8 g/

10 10 20

16 m

Radio del Daño(m20


Radio del Daño

0

5

10

15

20

25

1 2 3 4 5 Caso

Metros10 5/8”1,2 g/cc

10 5/8”0,8 g/cc

10 5/8”0,6 g/cc

6 1/2”1,2 g/cc

6 1/2”0,8 g/cc

Radio del Daño

Valores aproximados para Andesita


0

0,1

0,2

0,3

0,4

0,5

1 2 3 4 5 Caso

US$/T

10 5/8”1,2 g/cc

10 5/8”0,8 g/cc

10 5/8”0,6 g/cc

6 1/2”1,2 g/cc

6 1/2”0,8 g/cc

Valores aproximados, Codelco Div.


0

0,1

0,2

0,3

0,4

0,5

6 8 10 13 15 17 20Radio

del Daño (m)

Cos

to (U

S$/

T)

165 mm φ

ρexp = 1,3 g/cc

ρexp = 0,5 g/cc

280 mm φ

ρexp = 1,3 g/cc

ρexp = 0,5 g/cc


Tronadura Normal de Producción

Pared Final del banco

Cresta

Pata

Cresta Futura

Nueva Cara Transitoria

Piso del Siguiente BancoEscala Aproximada (m)

5 - 78 6 8 8 815 - 20 30 - 60

Tronadura de contornoCresta

Pared Final del banco

Cresta Futura

PataPrecorteBuffer


Piso del Siguiente Banco

Escala Aproximada (m)5 - 78 6 8 8 8

15 - 20 30 - 60

Detalle de la tronadura de contorno

Cresta

PataBuffer 1: Columna Completa

de Anfo o blendex

Buffer 2: Carga de Fondo,generalmente Anfo,

y Taco de Aire(Ambos en Diámetro Intermedio,entre 6 1/2 y 8 “ sin pasadura)

Precorte: Carga Desacoplada(Enaline) en Perforación de Pequeño Diámetro (4 1/2 - 6 1/2 “)



Vista en PlantaPataCresta

Líneade

Programa

Límite1a Franja

0 00 0 0 0 0 00 0 0 0 0 00 0 0 0 0 00 0 0 0 0 00 0 0 0

Precorte: Carga Desacoplada (Enaline) en Perforación de Pequeño Diámetro

(4 1/2 - 6 1/2 “)

Tronadura Normal de ProducciónTronadura Normal de ProducciónTronadura Normal de Producción

Buffer 1: Columna Completa de Anfo o blendexBuffer 2: Carga de Fondo, Anfo,y Taco de Aire

(Ambos en Diámetro Intermedio,entre 6 1/2 y 8 “, sin pasadura)


Costos Relativos

Escala Aproximada de Costos (US$/Ton):

0.5

0.1

0.330 -80 m

15 - 20 m

Costo Promedio(Para una Expansión de 90


Instrumentación para monitoreo de vibraciones.

La instrumentación es vital y su propósito es localizar traductores en puntos estratégicos a objeto de obtener una base de información consistente y representativa.

Los sensores de vibración se anclan a la roca muy próximo a la tronadura y detectan los pulsos intensos de choque producidos por las cargas individuales, a medida que detonan. Los sensores comúnmente usados son los geófonos (sensores de velocidad) y los acelerómetros (sensores de aceleración).

En un geófono la amplitud de la señal es directamente proporcional a la velocidad de partícula y las unidades por lo tanto se muestran en (m./seg.) o más comúnmente en (mm./seg.), convirtiendo un pequeño movimiento físico, generado durante el paso de la vibración, a una señal de voltaje equivalente según sea su sensibilidad.


GEOFONO VERTICAL

PERFIL ALUMINIO

GEOFONO TRANSVERSAL

GEOFONO RADIAL


Modelamiento de las vibraciones

El análisis de los registros de vibraciones permite conocer la velocidad de partícula que genera cada carga o grupos de cargas en la tronadura, obteniendo los datos de velocidad de partícula, distancia con respecto a la ubicación del geofono y cargas por tiro. Mediante esta información se genera el modelo de vibraciones.

El modelo teórico utilizado para el modelamiento de las vibraciones es el de campo cercano de Holmberg y Persson, ya que este modelo actúa muy cerca de los pozos que es donde ocurre el fracturamiento y sirve como una herramienta para estimar el daño potencial que se puede producir detrás de la línea de programa y así estimar la distancia a la cual se debe establecer la franja de control en el ramate del banco.

Una vez determinadas las ecuaciones de vibraciones se ajustan estas a modo de establecer un modelo representativo y confiable. El ajuste consiste en desplazar paralelamente el modelo obtenido, de modo que cubra un mayor número de puntos recogidos en terreno en rangos que oscilan entre un 80% y 95% de confiabilidad y adoptar así un factor de seguridad. El proceso de ajuste no significa cambiar los valores de los datos recogidos en terreno, sino darles una interpretación estadística más conservadora y por lo tanto más segura


Pozo Explosivo Distancia V tranversal V vertical V longitudina V sumakilos m mm/s mm/s mm/s mm/s

1 160 104,69 22,99 16,26 9,65 29,772 160 99,36 24,13 19,68 11,81 33,303 160 99,04 45,85 24,26 5,33 52,154 320 65,97 36,07 79,88 125,35 152,955 160 93,72 21,34 31,62 26,29 46,33

Velocidad de Partículas v/s Distancia Escalar

0,5

1

1,5

2

2,5

0 0,2 0,4 0,6 0,8log( d/w^0.5)

log

( V (m

m/s

))

α

=w

dKV *

+=w

dKV log*log)log( α


Abacos de diseño

En función de los modelos de vibración ajustados, se confeccionan los ábacos de diseño según carga explosiva, velocidad de vibración y distancia. De estos ábacos se pueden obtener directamente los valores de velocidad para una determinada carga a diferentes distancias, carga para una determinada velocidad a diferentes distancias y velocidad para una determinada distancia con diferentes cargas.

0

250

500

750

1000

1250

1500

1750

2000

2250

2500

0 10 20 30 40 50 60

Distancia (m)

PPV

(mm

/s)

Q(1340) Q(670) Q(560) Q(460)

Sector Fase 3 Mina El Abra

0

200

400

600

800

1000

1200

1400

1600

0 10 20 30 40 50 60

Distancia (m)

Car

gas

(Kg)

PPV(100) PPV(200) PPV(400) PPV(600)

Sector Fase 3 Mina El Abra

Abaco de diseño según carga explosiva pozo producción Abaco de diseño según vibración


Determinación de la velocidad crítica.

Con el objetivo de investigar y evaluar la correlación entre la tronadura y el daño generada por esta es necesario hacer uso de la técnica de la sísmica de refracción, la cual es capaz de caracterizar el macizo rocoso en forma no invasiva a través de los valores de la velocidad de propagación de las ondas sísmicas compresionales Vp o velocidad sónica de la roca

Para resolver el problema de determinar la distribución de la velocidad compresional en macizo rocoso en estudio es necesario realizar perfiles sísmicos a lo largo de la superficie de los bancos.

Aun cuando, en un macizo rocoso pueden encontrarse contactos en que la velocidad cambia bruscamente (estratos, contactos litológicos, fallas, etc), para formaciones rocosas se postula que la calidad de la roca va mejorando en profundidad, es por esto que con cada perfil sísmico se obtiene una representación de los límites que alcanzan en profundidad las distintas calidades de roca representadas por variaciones de la velocidad compresional.

Red de Geófonos

Perfil Sísmico 80 mts.

Perforaciones


Basándose en los parámetros geomecánicos de la mina, se determinan las velocidades de partícula máxima o crítica para la roca.

En función de esta información, los modelos de vibraciones y criterios de daño, se determinan las cargas y las distancias de control para establecer y diseñar las tronaduras de contorno.

tP

EVPPVcritico σ*=

Tipos de tronaduras de contorno

Son muchas las técnicas de tronaduras de contorno desarrolladas desde los años 50, pero en la actualidad las más usadas son, el precorte, el recorte y la tronadura amortiguada

Todos los métodos ayudan a producir una superficie que es suave, estables y libre de material suelto. Las características de diseño comunes a todas las formas de tronaduras de contorno son:

Reducir la cantidad de explosivo en los hoyos contra la pared final, y aún en la penúltima fila de hoyo.

Aumentar la densidad de perforación para proporcionar una mejor distribución de explosivo a través de la masa rocosa, y proporcionar una línea acentuada de quebradura.

Ajustar el tiempo de iniciación para mejorar la interacción entre los hoyos adyacentes.

Tal vez los dos aspectos más importantes del diseño de tronadura de contorno son la determinación de la densidad de carga más apropiada de explosivo dentro del hoyo, y la distancia mínima entre la cara final y el hoyo más cercano.

Daño por Craterización(o el Efecto de la Penetración de los Gases)

Cono de InfluenciaPrimario

Cono de InfluenciaSecundario

Zona Esponjada(Fragmentada y Levantada)

Zona Alterada(Fragmentada y con disminución de Cohesión)


Centro de la Carga

Fondo de la Carga


Acción Conjunta de las Cargas

Banco a Tronar

Cara Libre

Conos de InfluenciaPrimarios

Levantamientode la Superficiedel Banco

Pila Tronada


Efecto Combinado

de Vibraciones y Gases


Efecto Combinado de Vibraciones y Gases

Tipos de tronaduras de contornoOBJETIVOS DEL PRECORTE

El desarrollo de un precorte tiene por finalidad generar una línea de debilidad tras la tronadura cuyos beneficios pueden ser los siguientes:

- Formación de una pared de banco más estable.

- Generar el límite de penetración de la pala.

- Obtener las bermas programadas.

- Crear una percepción de seguridad.

Los beneficios del precorte, en términos de estabilidad de talud, pueden no ser fáciles de evaluar. Por ejemplo, la no-creación de medias cañas en la tronadura de precorte, no necesariamente significa un mal resultado del precorte ya que aún así los resultados en lo que se refiere a estabilidad de la pared pueden ser buenos.

Como se sabe, el precorte debe ser capaz de inducir fracturas en un plano para atenuar las vibraciones de la tronadura principal, lo cual depende mucho de la calidad de las fracturas que se formen. Las vibraciones se atenuarán más, mientras éstas crucen fracturas lo más abiertas y limpias posibles.

Así como las vibraciones inducidas por una tronadura son responsables de los daños producidos, el empuje de los gases de explosión también es responsable del daño ocasionado en la pared final, por lo tanto la línea de fractura generada por el precorte también debe actuar como una zona que permita la evacuación de estos gases.


El principio del precorte es minimizar las presiones en el pozo, justo lo suficiente para generar grietas entre pozos adyacentes en la línea del precorte.

Para obtener buenos resultados en el precorte, tres requerimientos deben tomarse en cuenta: - Una línea de pozos con pequeño espaciamiento- Una baja densidad lineal de carga de explosivo- Una simultaneidad en la iniciación de los pozos.

Para la generación del plano de debilidad mediante una grieta a lo largo de los pozos de precorte, la presión en las paredes del pozo ( Presión de barreno) debe ser del orden de la resistencia a la compresión de la roca.Para el cálculo de la presión en las paredes del pozo se utiliza la siguiente expresión:

PBI = Presión en las paredes del pozo (Mpa).dexp = densidad del explosivo (g/cm3).VOD = Velocidad de detonación del explosivo (km/s).

)1(110 2exp xVODxpbi δ=

Tipos de tronaduras de contornoExaminando la ecuación 1, se aprecia que para un explosivo completamente

acoplado al pozo, las presiones que se generan en las paredes de éste son del orden de los 850 Mpa, y considerando que en diversas faenas la resistencia a la compresión de la roca es del orden de los 50 a 150 Mpa, la presión en el pozo está muy por encima de este valor. Por lo tanto para lograr este orden de magnitud se debiera ocupar explosivos con densidades del orden de 0.2 (g/cm3) y velocidades de detonación del orden de 2500 m/s, lo cual no es aplicable operacionalmente.

Por tal motivo, para el precorte se utilizan explosivos desacoplados, mediante el uso de explosivos de menor diámetro que el del pozo. Como recomendación general, el diámetro de la carga debe ser a lo menos la mitad del diámetro de perforación.

Para el cálculo de la presión en las paredes del pozo de un explosivo desacoplado, se utiliza la siguiente expresión:

en que f es la razón de desacoplamiento, definida como la relación entre el volumen del explosivo y el volumen del pozo. El exponente n se estima igual a 1.25 para pozos secos y 0.9 para pozos con agua.

)2(***110 2exp VODfP n

b δ=

Tipos de tronaduras de contornoDIÁMETROS DE PERFORACIÓN

Es ampliamente reconocido que los mejores resultados de precorte se obtienen con diámetros pequeños de perforación; sin embargo, hay que tomar en cuenta la longitud del banco a perforar y las desviaciones de los pozos.

ESPACIAMIENTO ENTRE POZOS

El espaciamiento entre los pozos del precorte se reduce, si éste lo comparamos con el espaciamiento en una fila amortiguada. Esta disminución de espaciamiento se debe principalmente para que exista una interacción entre los pozos, debido a que a éstos se les ha reducido la carga considerablemente con el objeto de generar bajas presiones en las paredes de ellos. Existen algunas reglas para definir el espaciamiento entre pozos, como por ejemplo:

Donde S es el espaciamiento en mm, k es una constante entre 14 y 16, y D es el diámetro de perforación en mm. ( Algoritmo propuesto por Sutherland en 1989).

KxDS =


La fórmula comúnmente utilizada y aplicada para el cálculo de espaciamiento es la siguiente:

Donde S es el espaciamiento en mm, T es la resistencia a la tracción de la roca enMpa, Pb es la presión de detonación en el barreno en Mpa y d es el diámetro de perforación en mm.

Esta definición de espaciamiento no considera las características estructurales de la roca. No obstante, algunos investigadores tales como Chiappeta (1982) sugieren que si la frecuencia de las discontinuidades excede de 2 a 3 entre los pozos de precorte, los resultados serían bastante pobres en términos de generación de “medias cañas”.

( )T

TPDS b +=

*

Tipos de tronaduras de contornoDENSIDAD DE CARGA

El término factor de carga definido en gr/ton no es aplicable para el precorte, puesto que su finalidad no es fragmentar un volumen de roca, sino que generar un plano de fractura, por lo que la densidad de carga para un precorte se define enkg/m2.

De acuerdo a las ecuaciones anteriores se obtiene una relación que define la densidad de carga, en función de las características geomecánicas de la roca y el diámetro de perforación

donde:

γ = densidad de carga en kg/m2

dh = diámetro de perforación (mm)

UCS = Resistencia a la compresión no confinado (Mpa)

δexp = densidad del explosivo (g/cm3)

R = Ph/UCS, T = resistencia a la tensión en MPa y VOD = velocidad de detonación en Km/seg

De la expresión anterior se desprende que la densidad de carga es directamente proporcional al diámetro de perforación y casi directamente proporcional a la resistencia de la roca.

nnh

VODUCSR

TUCSRTD

1

2

1exp

*110**

**

*4,25**

4

+=

−ρπγ


SECUENCIA DE SALIDA

El precorte debe ser iniciado en forma separada o en conjunto con la tronadura de producción, pero con una diferencia de a lo menos 100 ms previo a la tronadura de producción. Con respecto a los intervalos entre pozos del precorte, la teoría de formar una grieta de tensión entre dos pozos implica una detonación simultánea de ellos. A modo de referencia, Ouchterlony (1995) reportó que si existen diferencias de tiempo de 1ms entre pozos de precorte, esta generaría mayores daños alrededor de un pozo.

Por tal motivo el autor del estudio recomienda el uso de cordón detonante para la iniciación del precorte. Idealmente debieran ser detonados todos los pozos del precorte en forma simultánea, pero como medida de precaución en lo que es vibraciones, estos debieran ser detonados en grupos de 20 a 30 pozos.

EFECTOS DE LA EXACTITUD DE LA PERFORACIÓN

La importancia de la exactitud de la perforación puede no ser considerada cuando se diseña un precorte, pero esta tiene una gran importancia debido al paralelismo que debiera existir entre los pozos, ya que su no paralelismo puede ser la causa de perfiles irregulares.

Tipos de tronaduras de contornoINCLINACIÓN DEL PRECORTE

Los máximos beneficios en términos de mejorar la estabilidad de los taludes, se obtienen cuando el precorte es perforado inclinado. Estas inclinaciones fluctúan en el rango de 15 a 30 grados, siendo mejores los resultados a medida que se utiliza una mayor inclinación, aumentando ciertamente la dificultad en la perforación.

Cuando se realizan precortes inclinados y una fila buffer delante de ellos, es conveniente tronar el precorte antes de la tronadura de producción, principalmente para evitar que la fila buffer o amortiguada en la zona del pie del banco, quede demasiado cerca del pozo de precorte y ésta pueda ser iniciada por simpatía.

Tipos de tronaduras de contornoPROPIEDADES DE LA ROCA

Como en todas las prácticas de tronadura, la geología local ejerce una gran influencia en sus resultados, especialmente en el precorte.

a) Parámetros Resistivos

Para minimizar el daño tras la fila del precorte, el esfuerzo inducido por el precorte no debiera exceder en el plano la resistencia a la tracción de la roca, pero para lograr esto se requeriría del uso de una línea de precorte con pozos extremadamente juntos, lo cual se lograría con cargas extremadamente pequeñas y con separaciones entre pozos de igual modo. En la práctica, se ha llegado ha establecer que la presión de detonación que se debiera alcanzar en el pozo debe estar en el orden de 1.5 a 2 veces la resistencia a la compresión de la roca.

Por otro lado, se ha determinado que cuando se trabaja en una roca cuya resistencia a la compresión es menor de 70 Mpa, es muy difícil obtener un buen resultado, y menos pensar que se obtendrán medias cañas en las paredes del talud.

b) Control Estructural

La naturaleza y orientación de las discontinuidades en el macizo rocoso son críticas en el resultado del precorte. Por ejemplo, si existe un aumento de la frecuencia de fracturas entre los pozos del precorte, disminuye la posibilidad de formar un plano de debilidad con la tronadura de precorte. La naturaleza de las discontinuidades también es un parámetro relevante debido a que si éstas son cerradas y bien cementadas, existe una probabilidad mayor que el plano de grietas generado por el precorte se pueda propagar. Por el contrario, si estas grietas están abiertas y limpias generarán una zona de interrupción de la formación de un plano de debilidad.


Presencia de “media cañas “ en el talud del banco

Los tres principales factores geoestructurales que afectan el resultado del precorte son:

- La frecuencia de fractura a lo largo de la línea de precorte.

- El ángulo formado entre la línea de precorte y las estructuras.

- El relleno de las fracturas.

De algunas investigaciones sobre la orientación de las fracturas con respecto a la línea de precorte, se tiene que ángulos menores a 10 y superiores a 60 grados entre la estructura y la línea de precorte tiene un menor efecto sobre el resultado en la pared final. Por el contrario, ángulos entre 15 y 60 grados son los más desfavorables en el resultado del precorte.

Tipos de tronaduras de contornoMecanismo de creación de la fractura

Distancia = S

Pozo i

t tS

Vi ip

+ = +1

Pozo i + 1

Esfuerzo de Tensión

t = ti

Esfuerzo de CompresiónEl Frente de Ondas

se desplaza a Velocidad = Vp(2,5 - 5 Km/s)


Formación de grietas entre pozos contiguos

Pozo i+1V

p

Zonas de máximo “factor de intensidad de

fracturas”

Formación de Campos de microfracturas

Fracturas que formarán la “grieta” entre los pozoscontiguos del precorte


A continuación, se entrega un ejemplo para el diseño del Precorte.

Ejemplo:

Para una perforadora de 6-1/2”, una zona con UCS de 62 Mpa y el Explosivo Enaline de 1.1 gr/cc y 4800 m/s (VOD).

- Cálculo del diámetro del explosivo.

Donde :

Dexp : Diámetro del explosivo (pulg)

UCS : Resistencia a la compresión (Mpa)

ρexp : Densidad de Explosivo (gr/cc)

dpozo : Diámetro de perforación (pulg)

VOD : Velocidad de detonación (Km/s)

H : largo del pozo

l : largo carga explosiva

Reemplazando los valores:

lH

hoyoDn

VOD

UCSRD **21

2exp110

*exp

=

ρ

6.5(4.8)1.1620.1794

0.4

2 xx

xD

=exp 1/2"11.67"6.51.43020.1794 −=== xxD exp


-Factor de carga

-Espaciamiento

En el ejemplo de calculo del diámetro del explosivo vimos que el diámetro máximo para obtener un PB=1.5 UCS era de 1.67 “. Como el diámetro estándar de cartucho, más próximo es de 1.5 “, Debemos calcular elPb para este diámetro.

nnh

VODUCSR

TUCSRTD

1

2

1exp

*110**

**

*4,25**

4

+=

−ρπγ25,11

2

25,0

8,4*11062*1,1*5,1

*86,862*5,186,8*4,25*5,6*

4

+= pπγ

( )2/0.82 mkg=γ

( )

+=

TTPbxd

E pozo

=

7UCST

)71.32()101.1(48006.51.5110 23

2.5

MpaxxxPb =

= −

mxS 1.658.82"8.86

8.8671.326.5 ==

+

=


Tronadura Amortiguada

Son tronaduras semejantes a las convencionales, donde se ha modificado el diseño de la ultima fila , tanto en el esquema geométrico que es más reducido como en las cargas de explosivo que suelen ser menores y desacopladas.

Tronadura Amortiguada: Teoría Crater

Cálculo carga buffer según teoría crater.Ingresar tipo de rocaFactor roca k = 3,5Altura de banco H = 15 mDiám. Perforación D = 10,625 pulgadasdensidad explosivo d = 1,3 gr/cc

Kg/m 74,36Kx 1175,64

W que hace dc(diseño) = dc(actual) : 405

Diseño producción:Diametro perforación (pulg) Dhp 10,625Burden Bp 10 Roca kEspaciamiento Sp 10 Débil 3,5Quebradura Qb 4 Competente 4SBR producción 1,00 Muy competente 4,5densidad roca 2,51 gr/ccdensidad explosivo 1,3 gr/ccTaco T 8 mPasadura J 2 mfc producción 178 gr/ton

Diseño bufferDiámetro perforación (pulg) Dhb 7,875

Porcentaje factor carga resp. Producción (%)kfc 100

B buffer Bf 7,8 mS buffer Sb 7,8 mTaco = Tb 9,6 m Este valor puede incluir el taco de airePorcentaje malla respecto producción (%) fp 78Standoff buffer St 2,7

3c W*k*0.396(diseño)d =

D*0.0762WH(actual)d c +

−=

γ

)()( actualdcdiseñodc =

0.5

rcB SBR*d*H*F

1000*WB

=

BBSBR*=BS 100*p

fp B

Bf =

Débil

3

5.02

10**** −

= b

hp

phbfct Q

DfDk

S

γ

100



Tronadura Amortiguada:Teoría Cammet

Para la definición de este diseño se trabaja en base a dos supuestos siendo éstos los siguientes:1.- El burden de la(s) fila(s) amortiguada(s) debe estar en el rango de 0.5 a 0.8 veces el burden de producción y el espaciamiento del orden de 1.25 veces el burden definido para la(s) fila(s) amortiguada(s).

2.- Una vez establecido el burden y espaciamiento de la tronaduraamortiguada en base al punto 1, se define la carga por pozo de tal maneraque la presión en las paredes del pozo asociada al área de influencia de cadapozo se reduzca en un 60 %. La relación 1 da cuenta de esta reducción.

( )16.0

...

....

=

prodprodamort

amortamortamortbprodbamort xBxEr

xBxExrxPP

Tipos de tronaduras de contornoTronadura Amortiguada:Teoría Cammet

donde:

Pb amort, prod = Presión de pozo en amortiguado o producción

r amort,prod = Radio perforacion amortiguado o producción

E amort. prod. = Espaciamiento amortiguada o producción

B amort. prod. = Burden amortiguada o producción

Una vez determinada la presión del barreno requerida en los pozos de la fila amortiguada, se calcula en base a las ecuaciones 2 y 3 el factor de desacople del explosivo en el pozo.


Tronadura Amortiguada:Teoría Cammet

( ) )2(.. 4.2RCxPPd =

)3(.

=

h

c

rrxcRC

El desacople del explosivo se puede realizar de dos maneras, la primera esutilizando un diámetro de explosivo menor al del pozo y en este caso determinar el valor de rc manteniendo el valor de c en 1. La segunda manera es ocupar explosivo sin desacoplar (rc = rh) y determinar el valor de c, es decir ocupar deck de aire y/o tacos intermedio en la columna.

Tipos de tronaduras de contornoRECORTE

Consiste en una tronadura de una sola fila de perforación con cargas de explosivo desacopladas. Está tecnica implica un arranque de roca hacia un frente libre , por lo que el espaciamiento de las cargas es mayor y resulta de un menor

costo.

Referencias bibliográficas

REFERANCIAS BIBLIOGRAFICAS.

-“Manual de perforación y voladura de roca“, LOPEZ JIMENO.

-“Curso de tronadura mina a cielo abierto Chuquicamata”, Enaex.

-“Estudio de control del daño y quebradura Mina Radomiro Tomic”, Enaex

-“Diseño de voladuras” , DR. CALVIN CONYA.

-“Tronadura para ingenieros “ , DR. CAMERON Mc kenzie.

- Presentación tronadura controlada, Carlos Orlandi

- Curso Tronadura y geomecanica, Antonio Karzulovic

MINA CHUQUICAMATAMINA CHUQUICAMATA

Tronadura de Control.

Para cumplir con las bases Geotécnicas en el caso base del año 1998, se hizo necesario implementar tronaduras controladas.

Las tronaduras de cierre con perforaciones de gran diámetro generaron una disminución de 3º hasta 10º del ángulo cara banco.

De lo anterior, deriva que la Mina Chuquicamata tiene como práctica el uso de diámetros menores en las tronaduras de cierre (Precorte y buffer).


Desarrollo de Expansiones en dos huinchas.

B mPRECORTE2DA HUINCHA : CONTROL

E m

B m

LP

E1 mE2 m

70-80 m ( 10 5/8 ó 12 1/4”)

E m

30 - 40 m

1RA HUINCHA : PRODUCCION

LPLP

30 - 40 m (6 1/2”)

2DA HUICHA : CONTROL


Esquema de Perforación - Tronadura de Control Pared.

Diseño en PerfilDiseño en Planta

6 m

D=6 1/2”

LP

1.5 m

4.8 m

2 m Pas75 º

Berma PRODUCCION

6 m

18 m

6 m

6 m

3 m

PRECORTE

D=10 5/8”


Recursos Disponibles.

ATLAS COPCO MODELO ROC-L8 2 UNIDADES (PRECORTE)

INGERSOLL RAND MODELO DML 2 UNIDADES (BUFFER)


Desarrollo de huincha Control

USO DE PALAS P&H 4100 XPB (73 YD3) TRONADURA DE SEGUNDA HUINCHA O “ TRIM BLASTING”


Resultados de la Tronadura Control Pared.

POST POST –– TRONADURATRONADURA RESULTADOS DE ANGULO CARA DE BANCORESULTADOS DE ANGULO CARA DE BANCO

FALLAS PLANASFALLAS PLANAS


Control EstructuralControl Estructural


Optimizaciones.

Diseño tronadura de control con ZANJA: Reduce los tiempos de perforación y aumenta el tamaño de la tronadura, generándose unamenor pérdida por librada de los equipos.

La implementación de esta técnica ha significado un ahorro en perforación y tronadura, respecto a la técnica tradicional de control pared.

A la fecha se han desarrollado -3- bancos, con una longitud de 2.500 m de banco.

DESARROLLO DE LA PERFORACION DE DESARROLLO DE LA PERFORACION DE TRONADURA DE CONTROL CON “ZANJA”TRONADURA DE CONTROL CON “ZANJA”


RESULTADO POST RESULTADO POST –– TRONADURA DE “ ZANJA”TRONADURA DE “ ZANJA”

Sin daño en el sector de futura berma.



Control de Daño por Vibraciones.

PPVmáx=272 mm/s f dom=31.7 Hz

Registro Tronadura Tradicional sin control ( d=39 m)Registro Tronadura Tradicional sin control ( d=39 m)

PPVmáx=237 mm/s f dom=17.1 Hz

Registro Tronadura con zanja ( d=20 m)Registro Tronadura con zanja ( d=20 m)

12-SEP-2002

14-SEP-2002

03-OCT-2002

12-DIC-2002

20-DIC-2002

17-DIC-2002

05-DIC-2002

290.000 (t)

200.000 (t)

190.000 (t)

440.000 (t)

430.000 (t)

350.000 (t)

BANCO 2567 : TRONADURA DE CONTROL PARED TRADICIONALBANCO 2567 : TRONADURA DE CONTROL PARED TRADICIONAL

290.000 (t)290.000 (t)

200.000 (t)200.000 (t)

190.000 (t)190.000 (t)

440.000 (t)440.000 (t)

350.000 (t)350.000 (t)

430.000 (t)430.000 (t)

BANCO 2549 : TRONADURA DE CONTROL PARED CON ZANJABANCO 2549 : TRONADURA DE CONTROL PARED CON ZANJA


Zanja vs Precorte


Cumplimiento diseño geotécnico.

CONTROL PARED TRADICIONAL (71°)

CONTROL PARED ZANJA

(69°)


4.1 Rediseño de la tronadura de Control Pared.

Metas del proyecto.

Cuantificar los beneficios del uso de un diseño de tronadura de control que incorpore la utilización de diámetros de perforación de producción, apoyados con el desarrollo actual de la tronadura de precorte.

Mantener o mejorar los resultados obtenidos con las prácticas detronaduras de control pared actual.

RESULTADOS OBTENIDOS POST RESULTADOS OBTENIDOS POST –– TRONADURA BANCO Q1TRONADURA BANCO Q1

INCORPORACION DE BUFFER EN 9INCORPORACION DE BUFFER EN 9--7/8”7/8”



4.2 Aprovechamiento de la Energía Disponible con la Incorporacion de Cámaras de Aire .

Metas del proyecto.

Cuantificar los beneficios del uso de la Cámara de Aire, energíadisponible de bajo costo que permite :

- Minimizar el Daño al talud.

- Mejorar el espojamiento y Desplazamiento de la pila Tronada.

- Optimizar los costos de perforación y Tronadura.


Generación de una Onda de Choque con la Incorporación de una Cámara de Aire.

-250

0

250

500

750

1000

0 0,05 0,1 0,15 0,2 0,25 0,3 0,35

TIEMPO (s)

VELO

CID

AD

DE

PAR

TIC

ULA

(mm

/s)

PPVMAX=895 (mm/s)

PPVMAX=273 (mm/s)

PPVMAX=630 (mm/s)

PPVMAX=162 (mm/s)

Efecto del Aire


Plan de Pruebas

El aprovechamiento del “Aire” como energía Disponible de bajo Costo, solo se ha utilizado en el diseño de tronaduras de control , existe zonas de la Mina en donde la dureza nos permite generar una optimización de los costos , sin que esto signifique una baja en rendimientos de los equipos de Carguío.

Reemplazar una parte de la carga de columna por una cámara de Aire.

Disminuir la pasadura y reemplazar por una cámara de Aire.


¡ GRACIAS !

Flyrock

Causas y reducci∴n de flyrock

Flyrock

Burden

Taco

Explosivo

Causa: burden primera fila muypequeΖoReducci∴n: aumentar b d

J. Floyd


Flyrock

Burden

Taco

Explosivo

Burden

Causa: burden muy grandeReducci∴n: disminuir burden y usar bit m<s J. Floyd


TacoFlyrock

Material de relleno

Explosivo

Causa: GeologΡa dϑbilReducci∴n: el perforista debe informar y se debe colocar taco intermedio en J. Floyd


TacoFlyrock

Explosivo

Causa: perforaci∴n inadecuadaReducci∴n: implementar una perforaci∴n m<s J. Floyd


Flyrock

Taco

Explosivo

Causa: iniciaci∴n instant<neaReducci∴n: usar retardos para iniciar cada pozo individualmente

J. Floyd


Flyrock

Taco

Explosivo

Causa: cavidad en la geologΡaReducci∴n: medir para determinar subida J. Floyd

Tiros Quedados

TIROS QUEDADOS 1998FAENA N° EVENTOS FALLAS OPERACIONALES CORTE FALLA OTRA NSS

NORMAL PRUEBAS LINEA DESCEND PRODUCTO FALLAMICHILLA 8 1 5 2 0EMABLOS 2 2CERRO COL 22 3 3 14 1 1L. BAYAS 5 3 1 1SOMICH 3 2 1ESCONDIDA 11 2 3 2 2 1 1TOTAL 51 11 6 22 8 1 3% 100 21,57 11,76 43,14 15,69 1,96 5,88

FAENA N° EVENTOSAS OPERACION CORTE FALLA OTRA NSSNORMAL LINEA DESCEND PRODUCTO FALLA

MICHILLA 8 1 5 2 0EMABLOS 2 2CERRO COL 19 3 14 1 1L. BAYAS 5 3 1 1SOMICH 3 2 1ESCONDIDA 8 2 2 2 1 1TOTAL 45 11 22 8 1 3% 100 24,44 48,89 17,78 2,22 6,67

Zonas reactivas

Estrategias para sulfuros reactivos

1)Hacer nada2)Cargar y tronar3)Medir temperaturas (Termocupla versus infra

rojo (IR))4)No usar detritos como taco5)Usar mangas de plástico en el pozo6)Usar explosivo encartuchado7)Usar explosivo inhibido8)Combinaciones de los puntos anteriores

Indicadores de roca reactiva

• 1.Presencia de sulfuros (mayor a 1%)• 2. Presencia de sulfuro negro.• 3. Presencia de sales blancas o amarillas en la roca que indican

oxidación.• 4. Condición acídica ( causada por la reacciób anterior)

indicada por el color del agua que fluye (amarilla – caférojiza).

• 5. Reacción espontánea (humos) en la sobrecarga o la rocaestéril o el mineral en stocks o en la mina.

• 6. Olor acre irritante causado por la oxidación del sulfuro queproduce dióxido de sulfuro

Procedimientos de perforación y tronadura basados en:

1. Identificación de las zonas reactivas2. Notificación de mallas reactivas a todo el o

personal involucrado antes de perforar3. Registro riguroso de temperaturas4. Uso de explosivos inhibidos5. Tiempos de residencia restrictivo

– Tº pozos 32 a 38 ºC 4 a 6 horas– Tº > 43ºC 2 a 4 hrs

Procedimientos de perforación y tronadura basados en (cont.):

6. Cargar desde los pozos más fríos a los más calientes

7. Cargar desde el frente del disparo hacia atrás

8. Tronaduras más pequeñas y más frecuentes

9. Diseños de iniciación más simples

Por qué usar productos inhibidos en vez de mangas

• - Costo• - Manejo del riesgo• - derrame de explosivo• - carguío de pozos por error antes de enmangar• - tiros quedados

• Inhibidores de reacción de pirita:– Urea– Oxido de zinc– Carbonato de magnesio– Oxido de aluminio

• Tº de explosión de detonadores 120 a 130 ºC

Reacciones involucradas

• FeS2 +7/2O2 + H2O -> FeSO4

• 2FeSO4 + 1/2O2 + H2SO4 -> Fe2(SO4) + 1/2H2O

• FeS2+ 7Fe2(SO4)3 +8H2O —>15FeSO4 + 8H2SO4

• Fe2(SO4)3 + Cu2S—>CuSO4 + 2FeSO4 + CuS

• Fe2(SO4)3 + PbS + 1-1/2O2 + H2O—>PbSO4 + 2FeSO4 +

H2SO4

• 2Fe2(SO4)3 + CuFeS2—>CuSO4 + 5FeSO4 + 2S

• 3Fe2+ + NO3- + 4H+—>3Fe3+ + NO + 2H2O↑

Evaluación de los resultados de la tronadura

Analizar los siguientes aspectos:• Fragmentación y esponjamiento de la pila• Geometría de la pila: altura y desplazamiento• Presencia de bolones en la pila y su ubicación• Vibraciones, proyecciones y onda aérea.• Daño al talud del banco

Herramientas para la evaluación

• Método fotográfico para medir fragmentación (Wipfrag, Split)

• Cámara de video de alta velocidad– Dispersión de retardos– Velocidad del burden– Velocidad de eyección de taco– Secuencia de disparo

• Topografía (Taquímetro, GPS)• Inspección visual

Optimización de las tronaduras

Malla de perforación

Perforación

Diseño

Rediseño

Evaluación

Excavación

Tronadura

Preparacióndel banco

Malla de perforación

Perforación

Herramientas para solucionar Herramientas para solucionar problemasproblemas

Conocimiento del macizo rocosoConocimiento del macizo rocosoAumento de Factores de CargaAumento de Factores de CargaMejoramiento de la Distribución de las CargasMejoramiento de la Distribución de las CargasUso de Explosivos de Alta EnergíaUso de Explosivos de Alta Energía

–– AluminioAluminio–– Nitroparafinas (Comsol)Nitroparafinas (Comsol)

Uso de Explosivos de Alta VOD:Uso de Explosivos de Alta VOD:–– OxigenaciónOxigenación–– Gasificación QuímicaGasificación Química–– MicroesferasMicroesferas

Optimización del Confinamiento del Explosivo:Optimización del Confinamiento del Explosivo:–– Reforzadores de TacoReforzadores de Taco–– Material dimensionado (granza)Material dimensionado (granza)

Aprovechamiento de la Energía Aprovechamiento de la Energía Dinámica del Proceso Dinámica del Proceso de Tronadura:de Tronadura:

–– Iniciación (timing)Iniciación (timing)–– Sistemas de Iniciación PrecisaSistemas de Iniciación Precisa

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C.Orlandi – 2001

EXPLOSIVOS , LA ENERGÍA DEL MENOR COSTO.

Preparado por: Sr. Gustavo Gajardo NavarroIquique , 2003

Agenda

1.-Antecedentes.2.-Consideraciones técnico-económicas del

chancado y la molienda.3.-Explosivos, equivalencias energéticas.4.-Análisis de caso real.5.-Conclusiones.

1. Antecedentes.

La perforación y tronadura ocupa alrededor del 20% del costo de la operación minera, pero influye en el 80% de los resultados, hasta la molienda. Y más,

El consumo de energía para la reducción de tamaño es:

Tronadura 3 – 5%,

Chancado 5 – 7 %

Molienda sobre 90%

Proceso de conminuciónCODELCO NORTE

MINA CHUQUICAMATA

Cálculo de de Energía y costos por unidad de operación.

TAMAÑO ENTRADA TAMAÑO SALIDA ENERGIA COSTO ENERGIA(CM) (CM) (Kwh/t) (US$/ton)

EXPLOSIVOS inf 40 0,24 0,087CHANCADO PRIMARIO 40 10,2 0,23 0,016

CHANCADO SECUNDARIO 10,2 1,91 0,61 0,043MOLIENDA 1,91 0,0053 19,35 1,35

TOTAL 20,43 1,496

OPERACIÓN

2. Importancia del chancado y la molienda en la conminución.

El objetivo de la conminución es la reducción del tamaño de las rocas y , según esto , la primera pregunta que surge es por qué no se hace de una sola vez.

Por esto , en la mayoría de las aplicaciones, son necesarias varias etapas de fragmentación y más de un equipo.

El hecho que exista chancado y molienda y no sólo uno de ellos, responde a dos motivos muy claros: Factibilidad técnica y económica.

(Extracto de articulo de Sandvick Rock Processing: Sres Ricardo Ramirez y Juan Urízar).


La cantidad de etapas necesarias para la fragmentación dependerá de :El tamaño del producto requerido y su relación con el tamaño de alimentación.La dureza o resistencia a la fragmentación del material.

Un Material con bajo índice de trabajo es fácilmente fragmentable , por lo que la razón de reducción del chancador es alta .

Por el contrario , si un material tiene un indice de trabajo alto se necesita mayor cantidad de etapas de fragmentación para alcanzar el tamaño de producto deseado.


Cuatro son los factores de importancia para la elección y diseño:Tipo de material a tratarEl tamaño de la alimentaciónLa capacidad requerida las características del producto

De los anteriores, solo dos están están relacionados con el material y los dos restantes con el tipo de maquina escogida.

3. Explosivos , Equivalencias Energéticas.

1 kwh = 3.6 Mj = 859 kcal

De acuedo a la Tabla de Tipo de Explosivo V/S Energía.

Blendex 930 = 830 kcal /kgBlendex 945 = 790 kcal/kgEmultex S2 = 708 kcal/kgBlendex 930 Al 2 = 885 kcal/calBlendex 940 Al 2 = 859 kcal/kg

Por lo anterior : 1KWH = 1 KG DE EXPLOSIVO.

El costo de la Energía Eléctrica (kwh): 5-7 Cus$ y del Explosivo (kg) : 30 – 40 Cus$.

3. Explosivos , Equivalencias Energéticas.

Para afectar 1 tonelada métrica:

13 – 20 KWH v/s 0.1 – 0.3 Kg

Entonces el Costo ( Cus$/t ):

65 - 140 3 - 12

Por lo tanto , una de las razones de costos es :

21 12

4. Análisis de un caso real :

El uso de Explosivos de alta velocidad de detonación favorecen la generación de material fino- “GENERACIÓN DE MICRO FRACTURAS”

BLENDEX 930VOD=4.8 km/seg

EMULTEX S2VOD=5.8 km/seg


Los resultados son :16.5 kwh/ tc con fc = 212 gr/t y Ip =163 t /m15.6 kwh/ tc con fc = 258 gr/t y Ip =133 t/m

En cuanto a costos se tiene : Baja el costo de Energía en 7 Cus$/tm y el costo de Tronadura sube en 3,76 Cus$/t.Por lo tanto , el menor Costo alcanza a 3,24 Cus$/t.

Factor de Carga Work Index Costo Energía Costo de Tronadura(gr/t) (kwh/tc) (Cus$/t) (Cus$/t)

212 16,5 (18.23 tm) 115,5 14,89258 15,6 (17.23 tm) 109,2 18,65


Debido a lo anterior, tenemos que:Por cada 7 cUS$ de menor costo de energía, el explosivo aumenta en 3.76 cUS.

Por lo tanto , por cada 1 Cus$ de adicional de Explosivo tenemos una Disminución de 1.86 Cus$ en energìa.

Simulación - Analisís de costos al reducir el Work Index.

FACTOR DE CARGA WORK INDEX COSTO ENERGIA COSTO DE TRONADURA(gr/t) (kwh/t) (CUS$/t) (CUS$/t)

212 16,5 115,5 14,89240 16,0 112 16,85260 15,6 109,2 18,65280 15,2 106,4 19,65300 14,8 103,6 21,05350 13,8 96,6 24,55400 12,8 89,6 28,05

COSTOS (Cus$/t) 25,9 13,16

AHORRO (Cus$/t) 12,74

ANALISIS AHORRO (US$)

PROCESAMIENTO ANUAL (t) 60.000.000 7.644.000PROCESAMIENTO MENSUAL (t) 5.000.000 637.000PROCESAMIENTO DIARIO (t) 167.000 21.276

5. Conclusiones.

Oportunidades de Negocios:Integración de las operaciones mineras.

Rediseñar el proceso de chancado.

Menor inversión en activos fijos.

Mejorar el ROA.

Mejorar el VAN en el proceso de chancado.

Agregar valor en las operaciones unitarias de Mina/ Concentradora.


Para mejorar algo , es importante saber de donde partes y a donde pretendes llegar ya que , de lo contrario , no se producirá avance ninguno ... Los números aportan claridad.

Si no puedes traducir a números lo que quieres decir , probablemente no tienes claro de que se trata.


¡Gracias!

66451518-curso-tronadura

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