Perforacion y Voladura UG (CRO2015)

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MODULO: Procesos de P erforación y Voladura en Minería Subterránea

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Expositor:

Minería Peruana en América latina

MSc. Carlos Reátegui Ordóñez

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Perforación a Percusión



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Perforación Los métodos de perforación están referidos al sistema como logramos hacer un hoyo o taladro para colocar el explosivo. Estos métodos también se refieren a la forma como seleccionamos y diseñamos el plan de producción de perforación.

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La perforación en roca se realiza con el fin de distribuir adecuadamente el explosivo en los hoyos para aprovechar al máximo la energía al momento de la detonación y así arrancar la roca in situ que sirva para construir (carreteras, túneles, cámaras, pozos, etc.) o extraer materiales y minerales económicos (minería) Existen muchos métodos de perforación que se han desarrollado a lo largo de la historia, en el cuadro siguiente se ven los métodos usados actualmente



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Métodos de perforación

Métodos no convencionales

Métodos convencionales

Rotativos

Escareo (perforación continua) Triconos

Brocas de corte

Rotación Percusión

Martillo en la cabeza (OTH)

Martillo en el fondo (DTH)

Métodos

Métodos

térmicos

Químicos

Jet Pearcing

Perforación laser

Perforación con microondas

sondajes

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Perforación

Las Máquinas se

Usa Energía

usan función cadaentipo de explotación o trabajo

Mecánica en dos formas: RotoPercusión y Rotación

La forma Determina las maquinas a usar y los sistemas www.peruminalati.com


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Método rotación-percusión La perforación de rotación y percusión se basa en principio de golpear (percutir) un cincel (broca), empujando y girando (rotar), para que se produzca la rotura de la roca en pequeños fragmentos (detritus) que se van limpiando y se forma el hoyo.



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Perforación automatizada El martillo es el elemento que proporciona la percusión mediante el movimiento alternativo de una pieza de choque, que es el pistón, que sucesivamente golpea sobre el utillaje de perforación. El pistón puede ser accionado por aire comprimido (perforación neumática) ó por aceite hidráulico (perforación hidráulica).



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La transmisión de la energía cinética (Ec) en perforadoras OTH (martillo en la cabeza) se hace en forma de onda de choque a través del varillaje , cuando la onda de choque llega a la broca se convierte en trabajo que penetra la roca. En el caso de perforadoras DTH (martillo en el fondo) la transmisión de la Energía cinética es directa, con lo cual se logra mayor penetración en rocas duras.



10 10

Perforadoras OTH Son perforadoras cuyo martillo está diseñado para trabaja con aire comprimido o fluido hidráulico. Las perforadoras neumática un área del pistón más grande (ténganse en cuenta que la energía de impacto viene dada por el producto de tres factores: presión efectiva, área y carrera del pistón)y el perfil longitudinal del pistón tiene por tanto forma de T, además tiene un sistema para hacer girar el barreno cada golpe del pistón en la culata. Trabajan con presiones de aire de 7-8 bares www.peruminalati.com


11 11



12 12

Partes principales de una perforadora Neumática mango

Válvula reguladora paso de aire grapa

Porta barreno


en América latina Msc.Minería CarlosPeruana Reátegui

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Barreno integral



14 14

Perforadoras hidráulicas

Las perforadoras de martillo en cabeza hidráulico, funcionan con aceite hidráulico a 100-250 bar de presión. Esta presión, que es de 15 a 35 veces superior a la del aire que alimenta los martillos neumáticos, permite en los martillos hidráulicos que el área de trabajo del pistón sea muy pequeña y prácticamente reducida a un insignificante resalte del mismo.



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Partes principales de perforadora hidráulica Sellos Culata

Válvula de fluidos

a n i c o b

Pistón

Sistema de transmisión potencia

Motor hidráulico



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Este pistón, por su forma geométrica distinta de la de un pistón de martillo neumático, genera una onda de tensión sobre el varillaje también diferente. Se trata de una onda de forma escalonada y de período 2L/c, como vemos en el diagrama siguiente



17 17

hidráulico

Neumático



18 18

La perforación hidráulica supone un avance tecnológico con respecto a la neumática porque:

o

o

Se logra mayor presión con menor perdida de potencia en el trabajo, con esto se reduce el consumo de energía a 1/3 en comparación de los sistemas neumáticos. Menor costo de accesorios de perforación (aceros), debido a que se usan pistones mas largos y de menor sección, se estima que la vida útil de los aceros se puede elevar hasta en 20%



19 19

o

o

Se incrementa la velocidad de penetración entre 50% a 100% con respecto a las perforadoras neumáticas Mejores condiciones ambientales y de seguridad, se genera menor ruido debido a que no existe escape de aire.

o

Mayor en la perf debido a que se puede regular laversatilidad presión y velocidad deoración la maquina. o

Mayor facilidad de mecanización de las operaciones de perforación (cambio automático de varillaje, perforación con múltiples martillo y un solo operador, operaciones remotas, etc.)



20 20

Varillaje de para perforadoras hidráulicas



21 21

Calculo de la potencia de una perforadora Roto-Percusiva Se debe calcula la energía cinética que es una función de la presión del fluido, el área del pistón y la longitud de carrera: Ec= ρm* A p * Ip Donde; ρm Presión de fluido dentro del cilindro (30% a 40% menor que la presión de trabajo nominal o del compresor) Ap Área de la cara del pistón lp Carrera del pistón Ng 1/s o 1 hz

La potencia de impacto del martillo o perforadora es: Pi = Ec * ng Msc. Carlos Reátegui Ordoñez www.peruminalati.com


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La rotación, que se produce después de cada golpe o percusión, tiene la finalidad de girar la broca con el propósito de que ésta actúe en distintos puntos en el fondo del barreno. La velocidad de rotación esta en función al tipo de roca y al tipo de broca que se utiliza. Ejemplo (brocas de 51mm a 89mm)  

Cuando la brocas son de tipo pastilla los rpm están entre 80- 150 y se produce un giro de 10- 20° Cuando son brocas de botones los rpm están entre 40-60 y se produce un giro de 5- 7° Msc. Carlos Reátegui Ordoñez



23 23



24 24

El empuje es necesario para que la broca siempre esté en contacto con la superficie de perforación, la falta o exceso de empuje produce los siguiente efectos.

Mayor consumo Barrenos. Calentamiento de barreno.

Mayor Gasto de brocas Vibración Desviación de taladros



25 25

El barrido o soplado de barrenos se hace con el fin de evacuar los detritus y mantener siempre libre el fondo de taladro. Este se puede hacer con aire o agua

Si el barrido es incorrecto : Mayor consumo de energía  Atascos de la barra  Desgaste prematuro varillaje 



26 26

Para hallar el caudal de barrido se usa las siguientes fórmulas:

 = .  ∗  =  ∗

 +

∗ .

  .

Donde: va = velocidad ascencional (m/s) Q = caudal (m3/min) D = diámetro broca (m) d = diámetro barreno(m) dr = densidad de la roca (gr/cm3) dp= diámetro de detrito (mm) Msc. Carlos Reátegui Ordoñez www.peruminalati.com


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Ejercicio Calcular la Energía cinética (Ec) y Potencia (Pi) de una perforadora áulica que tiene las siguientes características: Presión de trabajo (ρm) = 200 bar Carrera del pistón (Ip) = 500 mm Diámetro del pistón (Øp) = 60 mm Solución: Ec= ρm* Ap * Ip Para solucionar éste problema debemos convertirρm de bar a Kg-f/m², esto porque lp y Øp los expresamos en metros. Msc. Carlos Reátegui Ordoñez www.peruminalati.com


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1 bar = 10 197.16 kg-f/m²

200 bares = 2 039 432.5 kg-f/m²

Luego hallamos el área del piston 

Ap =  = 3.1416 ∗ ( Solo )²= 2827 mm² el 65% de la p resión se convierte en trabajo efectivo el resto se pierde por fricción

Remplazamos en la formula : Ec = (2 039432.5 kg-f/m² * 0.65) * 0.002827 m² * 0.80 m= 2 298.50 kgf- m

Hallamos la energía o potencia de impacto (Pi) en KW Si, 1 kgf-m = 0.009806 KW Ec = Pi *1/s =18.38 KW Msc. Carlos Reátegui Ordoñez www.peruminalati.com


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Velocidad de Penetración La velocidad de penetración en roca, es el mejor indicador del desempeño de la perforación y que depende de muchos factores externos como: • Propiedades físicas

Características geológicas

de las rocas

• Distribución de

tensiones • Estructura interna

de la roca. • Mecanización de la

perforación • Potencia de la

Características de perforación

perforadora • Longitud y Diámetro

del taladro • Habilidad del

perforista



30 30

Estos factores hacen que el cálculo de la velocidad de perforación sea complicado. Todos los fabricantes de perforadora elaboran ábacos para poder tener una aproximación a la velocidad de penetración con ciertos supuestos geológicos. También se han planteado fórmulas empíricas, éstas generalmente se usan para el diseño y requerimiento de perforadoras. Msc. Carlos Reátegui Ordoñez www.peruminalati.com


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Velocidad de perforación para perforadoras Rotación Percusión

Propiedades geológicas

30 KW

40 KW

Propiedades de la perforadora



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La fórmula empírica para hallar la velocidad de penetración en perforadoras R-P es: 

VP =∗( . ) Donde : Pi potencia impacto en KW D diámetro de taladro en mm



33 33

Ejercicio Calcular la velocidad de penetración en roca dura y suave de un martillo hidráulico que tiene las siguientes características (considerar que la potencia efectiva de impacto es el 65%): Presión de trabajo alcanzada (ρm) = Presión de trabajo alcanzada (ρm) = Carrera del pistón (Ip) = Diámetro del pistón (Øp) = Diámetros de la broca =

210 bar para roca suave 2500 bar para roca dura 500 mm 40 mm 45 mm a 64 mm

Solucion:

Ec=Pi= ρm* A p * Ip



34 34

Roca suave Convertimos presión a kgf/m² = 200 bar * 10 197.16 = 2 141 404 kgf/m² Determinamos el área =Ap =  = 1 256 mm² = 0.001256 m² Remplazamos en Ec.

Ec = (2 141 404 kgf/m² * 0.65) * 0.001256m² * 0.500 m = 874.77 kgf.m Convertimos esta energía cinética por segundo a KW si, 1 kgf.m = 0.009806 KN.m847.77*0.00980 6 = 8.64 KN.m = 8620 N.m *1/s = 8.62KW

Pi = 9 KW. Msc. Carlos Reátegui Ordoñez www.peruminalati.com


35 35

Roca Dura Convertimos presión a kg-f/m²= 250 bar * 10 197.16 = 2 549 250 kg-f/m² Hallamos el área del pistón Ap =  =   = 1 255 mm² = 0.001256 m² Remplazamos en Ec. Ec = (2 549 250kg-f/m² * 0.65) * 0.001256m² * 0.400 m = 1 041 kg-f .m Convertimos esta energía cinética por segundo a Kw 1 Kkgf-m = 0.009806 KN.m  1 041 * 0.009806 = 10.27 KN.m = 10270 N.m * 1/s = 10.27 KW

Ec = Pi = 10 KW Msc. Carlos Reátegui Ordoñez www.peruminalati.com


36 36

Remplazamos los valores en la formula y construimos la gráfica para cada diámetro de broca: 

VP =∗( . )



37 37

Perforación en preparación y desarrollo



38 38

Métodos de perforación en avance o desarrollo La necesidad operativa de incrementar las secciones, velocidad de producción e incremento de diámetros llevaron a que se mecanice la perforación, es decir, a que se introduzcan perforadoras montadas sobre vehículos o sistemas de perforación Los sistemas de montaje de perforadoras en minería subterránea están directamente relacionados con los usos y necesidades de perforación.



39 39

Sistema de Montaje de Perforadoras

Móviles

Sobre Ruedas

Fijos

Sobre Orugas

Neumáticos

Sobre Plataformas

Montajes Especiales

Rieles



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Clasificación de Perforadoras en función a su uso • Perforación horizontal o inclinada • Perforación vertical hacia arriba • Perforación vertical hacia abajo

Perforadoras ligeras

Perforadoras de avance o desarrollo

Perforadoras de producción

Perforadoras para trabajos específicos


• Perforación de frontones y túneles • Sistemas de perforación de piques y

• • • •

chimeneas (Raise Boring, Blind hole, Alimak) Perforación de tajos horizontales Perforadoras de tajos verticales Perforadoras radiales Perforadoras taladros largos (DTH)

• Empernadoras • Perforadoras continuas de túneles • Perforadoras diamantinas Msc. Carlos Reátegui Ordoñez Minería Peruana en América latina

41 41

Perforadoras livianas

JACK HAMMER JACK LEG STOPER



42 42

Jack Hammer Utilizada para la perforación vertical o inclinada hacia abajo. Avance mediante el peso propio de la perforadora.

•

•

•

•

•

•

consumo de aire: 50 – 100 L/S Diámetros de perforación: 2 2 – 45 MM longitudes: 400 – 640 MM Peso: 17kg a 23 kg Frecuencia: 2040 a 2100 golpes por minuto Rotación: 130 a 170 rpm



43 43

Jackleg Perforadora con pata de avance que puede ser usada para realizar taladros horizontales e inclinados, se usa mayormente para la construcción de galerías, subniveles, rampas



44 44

•

Especificaciones Longitud de la perforadora Pesodelaperforadora

686.00 mm 33.00 kg

Carrera Carreraúdel tildpistón elpistón Frecuencia de impacto PesodelaPata Carrera de la pata de avance Ø interior del cilindro de avance Consumo de aire (620 kPa/90 psi)

6673.25 .70 mmmm 2250 golpes/min 15.00kg 270.00 m m 67.00 mm 4.90 m3



45 45

Stopper Perforadora que se emplea para la construcción de chimeneas y tajeo en labores de explotación (perforación vertical hacia arriba).



46 46

•

Especificaciones Diámetrodelcilindro

79.40mm

Carreradelpistón 73.25mm Carreraútildelpistón 66.70mm Frecuenciadeimpacto 2250 golpes/min Longitud de la perforadora 1549 mm Peso incluyendo la pata de avance 40.80 kg Diámetro interior del cilindro avance 69.80 mm Consumo de aire (620 kPa/90 psi) 4.90 m3 Msc. Carlos Reátegui Ordoñez www.peruminalati.com


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Tipos de perforadora avance y desarrollo

JUMBO RAISE BORING ALIMAK BLIND HOLE



48 48

JUMBOS Son vehículos donde se colocan 1 o mas perforadoras hidráulicas que pueden ser operadas por una sola persona en la cabina o a control remoto. Estos están diseñados para perforar horizontalmente tanto en frontones como en tajeo. El accionamiento de las bombas hidráulicas de las perforadoras puede ser mediante energía eléctrica o generada por un motor diesel.



49 49

Pueden estar montados sobre rieles o sobre ruedas. La sección de trabajo va desde los 6 a 210 metros cuadrados dependiendo de la cantidad de perforadoras instaladas sobre la unidad móvil.



50 50

Capacidad de excavación con múltiples perforadoras



51 51

Largo del brazo Longitud del barreno

altura

Longitud del Jumbo



52 52



53 53

Jumbos para túneles: Son máquinas de mayores dimensiones que están equipadas con varias perforadoras hidráulicas, además suelen ser articuladas, con los que se logra mayor movilidad dentro del túnel



54 54



55 55



56 56

Jumbos de bajo perfil

Estas maquinas son de menor altura que los convencionales y se usan en labores donde no se pueden excavar secciones mayores a 20 m2



57 57



58 58

Diseños de perforación en frentes Los diseños de perforación en frente y en banqueo son diferentes, analizaremos secuencialmente cada diseño Un diseño básico para avances horizontales es el método de cuadrados y rombos inscritos, con arranque de con corte quemado en rombo. En este método los taladros se distribuyen en forma concéntrica, con los taladros de corte en la parte central. Los taladros, de acuerdo a la forma de salida al momento de detonación, se denominan: Msc. Carlos Reátegui Ordoñez www.peruminalati.com


59 59

Corona

ayudas arranque

Arrastre Msc. Carlos Reátegui Ordoñez www.peruminalati.com


cuadradores

60 60

1.

Arranques : son los perforados en el centro de la labor, que en orden se salida son disparados primero. Por lo general contienen entre 30% a 50% mas de carga que los otros taladros.

2.

Ayudas : son los que rodean a los arranques y forman las salidas hacia la cavidad inicial, de acuerdo a la dimensión del frontón su numero varia, se pueden colocar hasta 3 filas , la 2da y 3ra fila se denomina taladros de destrozo y salen en un tiempo diferente a la 1ra fila.



61 61

3.

Cuadradores : Son los taladros laterales (hastiales)

4.

Corona o Alzas: son los que forman el techo o bóveda.

5.

Taladros de arrastre o Piso : son los que corresponden al piso de la labor o galería, son disparados al final de la ronda.



62 62

El numero de taladros en un frontón depende entre otras consideraciones de los siguientes factores:

1. 2. 3. 4. 5.

Tipo de Roca Calidad de roca Fragmentación que se desea Diámetro de taladro Tipo de explosivos



63 63

Perforación en labores Preparación y desarrollo Las labores horizontales son: Túneles Galerías Cruceros Rampas, etc.

La característica principal de estas labores es que solo tienen una cara libre (el frontón), entonces las técnicas de perforación se deben adecuar a esta limitante. Msc. Carlos Reátegui Ordoñez www.peruminalati.com


64 64

Otro problema cuando se perfora taladros con una sola cara libre es que debido a la longitud en relación con la relativamente pequeña sección transversal de la labor, los taladros (hoyos) pueden ser perforados en forma perpendicular a la cara libre (a lo mucho una pequeña inclinación), esto limita el arranque de la roca. Se subsana creando una cara libre (corte o arranque), perforando algunos taladros que se disparan primero o no se cargan (vacíos) Msc. Carlos Reátegui Ordoñez www.peruminalati.com


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Formación de la cara libre y secunci a de salida en frontones



66 66

Una aproximación al numero de taladros por perforar en un frente o frontón se obtiene con la siguiente formula:

# =  ∗  ∗ 

Donde A= ancho H = altura. Msc. Carlos Reátegui Ordoñez www.peruminalati.com


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La formula mas aproximada es considerando el explosivo y la roca: #  =  ( ∗)  Donde: P es el perímetro de la sección  =  ∗4 dt distancia entre taladros de la periferia c factor de carga S sección en m2 Msc. Carlos Reátegui Ordoñez www.peruminalati.com


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Los valores para dt en metros y c se ven en la siguiente tabla:

Tipo de roca


d t (m)

c

Tenaz o dura

0,500,55 –

2,0

intermedia

0,600,65 –

1,5

friables

0,700,75 –

1,0


69 69

La distancia entre taladros depende del numero y el área del frente a perforar, se puede usar los siguientes valores distancia(cm) Arranques

15-30

Ayudas

60-90

cuadradores

50-70



70 70

Longitud de taladro La longitud de los taladros están básicamente determinados por el tipo de arranque escogido y por las características de la perforadora. En cortes “quemados” se puede perforar entre 2 y 3 metros, En cortes en “V” de 1 a 2. Una formula empírica para los cortes en cuña o en V es

 = . ∗. Donde S es la sección en metros cuadrados Msc. Carlos Reátegui Ordoñez www.peruminalati.com


71 71

Ejemplo aplicación Determinar la longitud y numero de taladros del frontón para las labores horizontales necesarias en la preparación y desarrollo para una sección de 4 m x 4 m. Suponemos que la roca en estéril es de tipo II y en mineral de tipo III de acuerdo a la clasificación que se muestra en el cuadro:



72 72

Solución: La forma mas rápida es aplicando la formula:

# =  ∗  ∗ 10 # = 4 ∗ 4 ∗ 10 = 40 taladros. Sin embargo para ser mas precisos aplicamos la formula

  ( ∗ )  = 4 ∗ 4 = 8

#  =



73 73

Entonces

8 (2∗16) 0.50 #   = 48 taladros

#   =

#   =

8 (1.5 ∗ 16) 0.60

#   = 38  Msc. Carlos Reátegui Ordoñez www.peruminalati.com


74 74

Perforación en labores verticales

La diferencia con las excavaciones horizontales son que estas se realizan en espacios mas pequeños por tanto existen mayores complicaciones para perforar. Actualmente se han desarrollado múltiples técnicas para construir labores verticales, a esto se suma el desarrollo de perforadoras especiales para esta labor, esto facilita mucho la perforación. Msc. Carlos Reátegui Ordoñez www.peruminalati.com


75 75

Mostramos algunos trazos de perforación usados para labores horizontales CHIMENEAS



76 76

PIQUES



77 77

•

PIQUES CON CORTE ANGULAR



78 78

Raise Boring Es un procedimiento constructivo para la ejecución mecanizada de piques o chimeneas entre dos niveles dentro de una mina o en un proyecto de ingeniería civil. El procedimiento, desarrollado en la década de los 50 en Estados Unidos, consiste básicamente en perforar un barreno piloto y luego ensanchar la perforación hacia arriba mediante una cabeza escariadora.



79 79

Sistemas constructivos con perforación



80 80

Se perfora con diámetros habituales entre 2 y 3 m, a unas profundidades de 100 a 200 m, aunque se han llegado a 6 m de diámetro y más de 1000 m de profundidad. Características de operación •

Diámetro piloto desde 12 1/4 “ a

Rendimientos •

Nominal 12 – 20 m/día.

15”. •

•

Diámetro chimenea desde 1.5 a 6.0 m. Empuje escariado 1920 kN.

•

Operacional 4 -6 m/turno (depende de la roca)



81 81

Entre las ventajas de este sistema Alta seguridad y buenas condiciones de trabajo o Productividad mayor que con con explosivos (por ejemplo, método VCR o Alimak), o El perfil liso de las paredes, la sobre excavación inexistente o Posibilidad de realizar excavaciones inclinadas. o



82 82

En cuanto a los inconvenientes, Inversión elevada o El costo de excavación unitario es alto o Poca flexibilidad en dimensiones y cambios de dirección. o Dificultades en rocas en malas condiciones y la necesidad de personal especializado. o



83 83



84 84

Blind Hole Este método consiste en el uso de máquinas electrohidráulicas para la excavación de chimeneas mineras en forma ascendente. Lo que se hace para la realización de las chimeneas es perforar el tiro guía y se realiza el ensanchamiento de la chimenea al diámetro que se necesite. El material excavado cae por gravedad al nivel de la máquina y será guiado por un colector para prevenir riesgos.



85 85



86 86

El empuje se obtiene de los sistemas hidráulicos de bombas de alta presión y la rotación de un motor eléctrico de unos 250 HP que va con la transmisión inmediatamente bajo el escariador. Para alcanzar la altura de excavación se adicionan en el cuerpo de la máquina, a nivel de piso barras especiales, estabilizadas, que permiten ir avanzando en altura con el desarrollo de la chimenea.



87 87



88 88

El equipo perforador de la maquina contiene tres elementos principales:

•

Set de barras: Está compuesto por tubos de perforación y estabilizadores, ambos construidos con acero fundido. Las barras poseen centros huecos que permiten que un fluido (por lo general agua), sea encaminado desde la maquina a la broca piloto para remover la roca triturada durante la operación. El estabilizador tiene como función disminuir al mínimo la desviación del orificio piloto y así mantener el diámetro total del orificio piloto. Msc. Carlos Reátegui Ordoñez



89 89

•

•

Cortador de rocas: Está compuesto por las unidades de brocas tricónicas. que tienen la función de cortar la roca mediante compresión la cual es ejercida desde el set de barras.

El tricono guía. Está compuesto por un conjunto de tres brocas pequeñas que están unidos en una misma barra cuya función es realizar el orificio piloto de la perforación



90 90

Tricono guía Cortador de Rocas

Set de barras



91 91

La excavación de chimeneas con equipos Blind Hole se realiza siguiendo rigurosos procedimientos de trabajo y como la operación de los equipos se realiza a distancia, desde un panel de control, lo transforma en un método altamente seguro, ya que el personal siempre estará fuera de la línea de excavación.



92 92

Con este método se perfora chimeneas desde 0,5 m hasta 1.5 m. Características de operación •

Diámetro piloto desde 9 a

Rendimientos •

Nominal 7 m/día.

97/8 ”. •

•

Diámetro chimenea desde 0.6 a 1,5 m. Empuje escariado 1285 kN.


•

Operacional 0,49 m/hora (9 m/día).


93 93

Sistema ALIMAK Se emplea, desde 1957, en la perforación de chimeneas donde no es posible el acceso superior necesitando un nivel de trabajo en el subsuelo. Es un método flexible y económico. Consta de los siguientes elementos: •

•

•

•

jaula plataforma de trabajo motores de accionamiento carril guía y elementos auxiliares.



94 94

La elevación de la plataforma se realiza a través, de un carril guía curvado empleando motores de aire comprimido, eléctricos o diesel. La fijación del carril a la roca se lleva a cabo con pernos de anclaje, y tanto las tuberías de aire como de agua necesarias para la perforación, ventilación y el riego se sitúan en el lado interno del carril guía para su protección.



95 95

Las fases en la construcción de la chimenea son las siguientes: 1. perforación y carga de los barrenos (operación realizada con perforadora neumática) 2. descenso de la plataforma y voladura (cada vez que hay una voladura, hay que retirar la plataforma) 3. ventilación y riego 4. elevación de la plataforma y “desatar” el techo



96 96



97 97

Malla de Perforación y Voladura en frentes El diseño de la malla es crítica en los resultados de la voladura, esta malla se realiza para colocar espacialmente todos los taladros de tal manera que la roca sea fragmentada adecuadamente por el explosivos colocado en cada hoyo. El diseño de mallas en minería superficial y subterráneas difieren básicamente por el método de perforación y existen muchas formulas empíricas así como modelos matemáticos.



98 98

Diseño de mallas para labores con un solo frente:

La única cara libre en voladura de túneles, piques o chimeneas viene a ser el frente, por esta razón la rotura de la roca se realizará con un gran confinamiento. El burden y espaciamiento son cortos, especialmente en el área del arranque.



99 99

Calculo del burden del arranque

1. Burden estimado del taladro de alivio al primer taladro de arranque



10 100 0

La geometría de un corte de cuatro secciones con taladros paralelos. (todos los diámetros se expresan en metros)

Seccióndelcorte

Burden

Ladosección

1°

B1 = 1.5 * D2

B1 * √2

2°

B2 = B1 *√ 2

3°

B3 = 1.5 *B2 *√2

1.5 *B 3 *√2

4°

B4 = 1.5 *B3 *√2

1.5 *B 4 *√2

1.5 *B

2 *√2



10 101 1

La concentración lineal de carga se calcula a partir de la siguiente expresión:

Dónde: q = Concentración lineal de carga (kg/m) D1= ∅1 = Diámetro de perforación (m) D2= ∅2 = Diámetro del taladro vacío (m) B1= B = Burden c = Constante de roca ( c 0.45 ) RWSANFO = Potencia relativa en peso del explosivo referida al ANFO



10 102 2

Para calcular el resto de las secciones se considera que ya existe unos huecos rectangulares de anchura “Ah” y que se conocen las concentraciones lineales de carga “q1” el valor del burden se calculará a partir de:



10 103 3

Cuando existe un error de perforación tal y como se muestra en la figura la superficie libre “Ah” difiere de la distancia “ A’ h” en la primera sección, por lo que:



10 104 4

Y sustituyendo este valor en la ecuación anterior resulta:

Diseño de arrastres

Según Carlos López Jimeno/Emilio López Jimeno, (2003), el burden de los taladros de arrastre dispuestos en filas se calcula, básicamente con la misma fórmula que se emplea en las voladuras de banco, considerando que la altura de esta última es igual al avance del disparo. www.peruminalati.com


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Dónde: f = Factor de fijación, generalmente se toma 1.45 para tener en cuenta el efecto gravitacional y el tiempo de retardo entre taladros. S/B =Relación entre el espaciamiento y el burden que se suele tomar = 1. C = Constante de roca corregida C = c + 0.05 para burden ≥ 1.4 m C = c + 0.07/B para burden < 1.4 m



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Perforación y Voladura en túneles de gran dimensión

Cuando se requiere construir túneles de mayor dimensión se puede usar el modelo de Holmerg para el calculo de los parámetros Según el modelo se debe iniciar la voladura en un corte que no necesariamente es en la parte central del area y llos siguientes taladros salen de acuerdo a la denominación mostrada en la fig



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10 108 8

Corte o arranque Actualmente se usan cortes de tiros paralelos debido a que los grandes de perforación tienen una alto rendimiento en este tipoequipos de perforación de taladros El corte se puede colocar en cualquier posición en la cara del túnel, pero su ubicación influye en el desplazamiento, el consumo del explosivo y en general en el número de pozos en la frente.



10 109 9

En los cortes también se usan taladros de alivio, el numero varia de uno a varios, dependiendo de la sección del tunel. Para calcular el diámetro (D) de los taladros de alivio o vacíos, si se usan varios la formula es:

 = ø√ Donde ø es el diámetro de taladro cargado n el numero de taladros vacíos



11 110 0

Tipos de arranques mas usados



11 111 1

Uno de los parámetros más importantes para un buen avance del disparo es el diámetro de el taladro de alivio, mientras más grande es, más largo se puede perforar tiros y esperar un avance mayor. Según Holmberg, se puede utilizar la siguiente fórmula para determinar el largo de la perforación en función del diámetro del taladro vacío:



11 112 2

donde

está enmetros; y el avance se puede calcular por la

abaco



11 113 3

Modelo de Holmerg

∅

= Diámetro del taladro (m) PoD =Presión de detonación del explosivo (kg/cm2)  =Resistencia a la compresión de la roca (kg/cm2) Ae = Área de excavación (m) Fc =Factor de carga (kg/TM) Fs = Factor de seguridad RQD



11 114 4



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Secuencia de Salida Una vez que el arranque o corte se ha disparado, los tiros del resto del túnel se deben disparar hasta que se logre el perímetro deseado. El factor limitante es no “acoplar” taladros y controlar que estos tengan un alivio adecuado para la formación de caras libres. La secuencia debe responder al orden de salidas mostradas en la figura siguiente (es regresivo entonces el 1 es el último en detonar) www.peruminalati.com


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11 117 7

El disparo debe ser diseñado para que cada pozo tenga una rotura completa. El ángulo de rotura es menor en el área de la corte o arranque, aproximadamente 50°. En el área de arranque el diseño de la secuencia de salida debe ser tal que el ángulo de quiebre no sea menor de 90°.



11 118 8

Se usan tiempo de retardo lo suficientemente largo entre los taladros La roca se mueve a una velocidad de 40 a 60 metros por segundo. Un taladro del arranque perforado a 4 m de profundidad debería así requerir un tiempo de retardo de 60 a 100 ms para ser limpiamente volado. En el arranque se usan intervalos de tiempos de retardo de 50 o 75 ms.



11 119 9

En el primer cuadrante del núcleo (5) sólo debería ser usado un detonador de cada retardo. En los siguientes 2 cuadrantes pueden ser usarse dos de cada retardo. En el núcleo, el tiempo de retardo debe ser lo suficientemente extenso para el movimiento de la roca. El tiempo de retardo es normalmente de 200 a 600 ms.



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Para los taladros de contorno la dispersión en retardo (entre taladros) debería ser lo más pequeña posible para obtener un buen efecto de voladura controlada. El techo debería ser volado con el mismo número de intervalo, normalmente el segundo más alto de las series. Las cajas también son tronadas con el mismo número de período pero con un retardo menor que el del techo



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Perforación en producción



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Tipos de perforadora Producción

Perforadoras Horizontales Perforadoras Radiales Perforadoras Taladros Largos.



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Perforadoras de Producción La perforación de producción esta ligada al método de explotación del yacimiento. Los equipos y el grado de mecanización de estos están en función directa al diseño geométrico de las labores de extracción de los minerales. En los yacimientos estrechos (vetas), se usan perforadoras manuales, en los tajos donde el banqueo se hace perforando horizontalmente se usan Jumbos, en otros métodos donde las dimensiones del yacimiento lo permiten se usan perforadoras radiales, rock drill o perforadoras tipo DTH.



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Jumbos radiales Son perforadoras que pueden realizar taladros largos desde un galería en forma radial o paralela, algunas características básicas

Para galerías pequeñas a medianas diámetros de perforación en el rango de 48 a 127 mm. Carruseles con capacidad de 17+1 barras para perforación mecanizada de hasta 32 m.



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Para galerías medianas a grandes en el rango de diámetros de perforación de 89 a 165 mm, adaptado para equipar martillos en fondo y carrusel con capacidad de 35+1 barras para perforación mecanizada de hasta 63 m.



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12 129 9



13 130 0



13 131 1

Perforadoras para taladros largos Son perforadoras montadas sobre orugas generalmente tipo rock drill (con martillos hidráulicos) o track drill (martillos neumáticos). Estas están diseñadas para perforar horizontal o con una leve inclinación (menor a 30°) en bancos hacia abajo. Se usan en producción y pueden tener sistema DTH o OTH



13 132 2



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Wagon drill

Diseñada para perforar con martillo de fondo de 2”, 3” y 4 ”, en diametro de 2 ¾ “ (70 mm) hasta 5” (127 mm).



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Perforación en Producción

La producción en todas las operaciones subterráneas se hacen en base al concepto de avance “en rodajas”. Básicamente un avance en rodajas consiste en perforar una o mas filas de taladros paralelamente y volarlos hacia la cara de alivio o cara libre.



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Perforación en Producción

Se puede calificar la perforación en función a la longitud del taladro y método de explotación en: I. Taladros cortos II. Taladros Largos



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Tipos De Perforación: Tajeo con taladros cortos El tajeo ( cortes por rodajas) es el método para excavar en el mineral, este consiste en perforar de acuerdo a las necesidades para arrancar el mineral, se npueden realizar perforaciones: Verticales hacia arriba o abajo



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El sistema de gradas (stopings) consiste en una excavación subterránea para extracción de mineral de depósitos verticales o fuertemente inclinados y en tajadas sucesivas donde el mineral cae por gravedad. Esta voladura puede ser en gradas ascendentes y descendentes. El ancho y largo del avance de estos disparos depende de las condiciones de la roca y del ancho de la veta. En general los anchos varían de 1,18 a 1,5 m, el avance de 0,8 a 0,9 mts. y la altura de 2,4 a 3,6 mts. www.peruminalati.com


13 138 8

Horizontales o inclinados



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Frente de Producción y voladura de rebaje Estas tipo de voladuras se efectúa con sistema de explotación de cámaras y pilares. En depósitos delgados de menos de 9 m, los frentes se realizan a la altura o grosor total del depósito y tan ancho como la estabilidad del material permita que el techo para los pilares sea sostenido sin problemas. Si el depósito es más mayor a 9 mts, los frentes se conducen en la parte superior, mientras que el remanente inferior del depósito se dispara con voladura en bancos. www.peruminalati.com


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Banqueo horizontal o Breasting



14 141 1



14 142 2

Tipos de Perforación: Tajeo con Taladros Largos Con el mejoramiento de las perforadoras y accesorios se pueden perforar en ciertos yacimientos taladros largos ( hasta 76 m) y de mayor diámetro (51 -178 mm). La perforaciones pueden hacerse en bancos, en abanico o radialmente. También se horizontales.


pueden

hacer

perforaciones


verticales

u

14 143 3

Tiros Largos en Abanico y Anillos

Se perforan radialmente, desde una galería de acceso en un plano paralelo a un espacio abierto; para esto se emplean perforadoras montadas sobre columnas, las cuales a partir de una sola posición, pueden perforar un abanico completo, es decir, no es necesario desplazar la máquina de un taladro a otro. Evidentemente esta solución presenta el inconveniente característico de los tiros en abanico: exceso de metros perforados en las cercanías del subnivel.



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Con las máquinas actuales se puede perforar tiros de 30 a 35 metros hacia arriba y de 25 metros aproximadamente hacia abajo Esto que permite distanciar los subniveles hasta 50 metros en caso de sub-level stoping. En caso de sub-level caving, ésta separación es menor



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Perforación en abanico y Radial



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El diagrama de disparo se determina en un principio, mediante cálculos teóricos y luego se va corrigiendo según los resultados de la práctica. Dependerá, como es natural, de las características mecánicas de la roca. Así pues, en rocas duras y homogéneas, la distancia entre 2 abanicos consecutivos (burden) es del orden de 1,2 y puede alcanzar hasta 2,5 a 3 metros para rocas muy blandas.



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La separación en el fondo de los pozos de un mismo abanico varían entre 1,8 (rocas muy duras) a 4 metros (rocas muy blandas). Con el objeto de vencer más fácilmente el empotramiento, conviene en algunos casos, perforar los abanicos dándoles una cierta inclinación con respecto a la vertical (hasta 30°).



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14 149 9

Método de explotación y voladura



15 150 0

Perforación en método SHIRINKAGE Preparación y Desarrollos:

    


Galería de Transporte Cruceros ventanas de extracción Piques Chimeneas


15 151 1

Galería Galería de Extracc extracción ión

Crucer os: Cruceros

Jumbos Jumbos JACK LEG O JUMBOS HORIZONTALES Horizont horizont ales Jack ales Preparación Jack Leg leg Pique

Al

Raise Boring

STOPPER oAlimakmak ALIMAK

Piques


Chimeneas


15 152 2

Galería Crucer TajeoExtracc os: Horizontal ión Jumbos Jumbos JACK LEG Horizont horizont ales Jack ales Producción Jack Leg leg Pique

Al

Tajeo


Raise Boring

STOPPER Alimakmak

Vertical


15 153 3

Perforación en método CORTE Y RELLENO Preparación y Desarrollos:

   


Galería de Transporte Cruceros Rampa Chimeneas


15 154 4


Crucer os: Rampas

Jumbos Jumbos JACK LEG O JUMBOS HORIZONTALES Horizont horizont ales Jack ales Preparación Jack Leg leg Pique

Al

Raise Boring

ALIMAK oAlimakmak JACK LEG

Piques


Chimeneas


15 155 5

Galería Crucer TajeoExtracc os: Horizontal ión J umbos JACK LEG o JUMBOSJumbos HORIZONTALES Horizont horizont ales Jack ales Producción Jack Leg leg Pique

Al

Raise Boring Alimakmak



15 156 6

Perforación en método CÁMARAS Y PILARES Preparación y Desarrollos:

   


Galería de Transporte Rampa Chimeneas Piques


15 157 7


Crucer os: Rampas

Jumbos JumbosHORIZONT JUMBOS Horizont ALES horizont ales Jack ales Preparación Jack Leg leg Pique

Al

Piques


Raise Boring

RAISE BORING Alimakmak

Chimeneas


15 158 8

Galería Crucer TajeoExtracc os: Horizontal ión Jumbos J umbos JUMBOS HORIZONT Horizont ALES horizont ales Jack ales Producción Jack Leg leg Pique

Boring Al ROCK DRILL ORaise TRACK DRILL Alimakmak

Tajeo


Vertical abajo


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Perforación en método HUNDIMIENTO POR SUB NIVELES Preparación y Desarrollos:

    


Galería de Transporte Cruceros Sub niveles Rampa Chimeneas


16 160 0

Galería Galería de Extracc extracción Rampasión

Crucer Subniveles os:

Cruceros

Jumbos JumbosHORIZONT JUMBOS Horizont ALES horizont ales Jack ales Preparación Jack Leg leg Pique Al

Piques


Raise Boring


Chimeneas


16 161 1

Galería Tajeo taladros Extracc largos ión

Crucer En Abanico os:

o

radial

Jumbos Jumbos RADIALES JUMBOS Horizont horizont ales Jack ales Producción Jack Leg leg Pique


Tajeo taladros largos


Vertical hacia abajo


16 162 2

Perforación en método HUNDIMIENTO DE PANELES

Preparación y Desarrollos:

   


Galería de Transporte Ore Pass Sub niveles Chimeneas


16 163 3


Crucer os: Subniveles

Jumbos Jumbos HORIZONT JUMBOS Horizont ALES horizont ales Jack ales Preparación Jack Leg leg Pique

Al

Raise Boring


Ore pass


Chimeneas


16 164 4

Galería Crucer vertical hacia TajeoExtracc os: arriba ión Jumbos Jumbos RADIALES JUMBOS Horizont horizont ales Jack ales Producción Jack Leg leg Pique


Tajeo taladros


Vertical hacia abajo


16 165 5

Perforación en método HUNDIMIENTO DE BLOQUES

Preparación y Desarrollos:     


Rampas Galería de Transporte Sub niveles Chimeneas piques


16 166 6


Crucer os: Subniveles

Jumbos Jumbos HORIZONT JUMBOS Horizont ALE horizont ales Jack ales Preparación Jack Leg leg Pique

Al

Raise Boring


Ore pass


Chimeneas


16 167 7

Galería Crucer TajeoExtracc os: Radiales ión Jumbos J umbos JUMBOS RADIALES Horizont horizont ales Jack ales Producción Jack Leg leg Pique

Raise Boring JUMBOSAl DE TALADROS LARGOS Alimakmak

Tajeos


en abanico


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Diseño de mallas para producción (tajeos)

La voladura con una configuración tipo banco se definen en general como aquellas donde la carga explosiva puede interactuar con respecto a dos caras libres en minería subterránea se presentan también situaciones con bancos horizontales o invertidos, como asimismo bancos sin empotramiento.



16 169 9



17 170 0

Modelo matemático para determinar el burden en tajeos Langerford (Long Hole Blasting) 



 =  ( ∗ )/( ∗  ∗ ( ) D = diámetro del taladro C = constante de roca 0,3 + 0,75 roca media 0,4 + 0,75 roca dura f = factor de fijación si taladro horizontal = 1 PRP = potencia relativa en peso de explosivo E/B = relación espacio sobre burden dc = densidad de carga del explosivo (gr/cm3) L = longitud de taladro. Msc. Carlos Reátegui Ordoñez www.peruminalati.com


17 171 1

Este B max se corrige por desviación de taladros y error en emboquillamiento B= Bmax - 2D- 0.02 L Donde Bmax Burden maximo en metros D diametro en metros L longitu del taladro en metros



17 172 2

Modelo matemático para determinar el burden en tajeos

Konya () = 0.012

2 ∗  

De = diámetro del explosivo mm de = densidad del explosivo (gr/cm3) dr = densidad de la roca (gr/cm3)

E=B y el taco T= 0.7B



17 173 3

Modelo Matemático para calcular el burden en taladros largos Utilizamos la formula basada en el Factor de carga para determinar el burden y espaciamiento

0,40  =   0,03   (  ) CE = consumo especifico de diseño en el fondo del taladro y un quinto de la longitud del mismo, en kg/m³ de explosivo FC = factor de carga base de la roca L = longitud del taladro AV = Ancho de avance vertical (% de avance con la voladura= 90%) Msc. Carlos Reátegui Ordoñez www.peruminalati.com


17 174 4

•

El factor de carga FC esta dado por: Tipo de roca

Fisurada Con juntas Fracturada Homogénea Homogénea y dura Homogénea y blanda


Consumoespecificobase , ce (kg/m³) 0,60 0,55 0,50 0.45 0,40 0,35


17 175 5

El esquema en el fondo (Ae) se calcular a partir de : (q es la carga lineal del taladro= 0.65 L)

 =  ∗  = /  =  ∗  = 0.65   La relación entre el burden (B) y el espaciamiento (E) en este método esta en el rango: E/B = 1.3 a 2 Msc. Carlos Reátegui Ordoñez www.peruminalati.com


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Modelo Matemático para calcular el burden en taladros largos Método de cráteres verticales en retroceso: consiste en colocar cargas esféricas (L< 6D) y volar de abajo haci a arriba entre dos galerías

 = .  ∗ 

 

 

∗∗

E = Factor de eneriga = 1.5 (depende del tipo de roca y explosivo) P = Grado de compactación de la carga en kg/dm^3 D = Diámetro del taladro en mm



17 177 7

Esquema del Abanico Cada variación del bloque de mineral, requiere un nuevo diseño o esquema. La aplicación del diseño calculado, se efectúa rápidamente siguiendo las instrucciones que se darán a continuación •

Los pozos se perforan hacia las esquinas del bloque. A escala y con un transportador, los extremos de los pozos se marcan consecutivamente, aplicando el espaciamiento calculado, como se muestra en la figura



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17 179 9

•

A medida que los pozos intermedios se aproximan a los pozos de las esquinas, se deben hacer pequeños ajustes de la siguiente manera: El pozo anterior al de la esquina, o bien, se centraliza entre el ante penúltimo y el de la esquina, o se elimina. Cuando se omite el ante penúltimo pozo, se debe centralizar, si es necesario. Esta práctica rara vez excede del 10% sobre el espaciamiento planeado



18 180 0

Diseño del Carguío Los pozos convergen hacia el eje de perforación y requieren un diseño alternativo de taco, sin cargas para evitar un exceso de carga. Asumamos 3 largos de taco sin carga •

Ts = 20 veces el

•

Tm = 50 veces el

del explosivo del explosivo

•

Tí = 125 veces el

del explosivo

Empezando en un pozo fácilmente reconocible, al del nivel del piso por ejemplo, los tacos sin cargas se especifican en el siguiente orden: (Ts, Tm, Ts, Tm) (Ts, T1, Tm, T1) Ts, T1, etc. www.peruminalati.com


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Ningún taco debe ser mayor que 2/3 del pozo. Si Tm, excede los 2/3, se debe usar Ts; si sólo Tl es mayor a 2/3 del largo del pozo, alternar Ts y Tm hasta que se encuentren pozos mas largos que 1,5 Tl. Al comparar finalmente, el factor de carga planificado con el utilizado, puede presentarse una discrepancia significativa causada por el uso de aproximaciones para especificar el taco. Lo anterior es inevitable, sin sacrificar también la fragmentación o/ imponer un sistema de carga más complejo, y se puede justificar que un factor de carga más alto implicará una fragmentación promedio más fina, lo cual es aceptado en esta tipo de operación. www.peruminalati.com


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Lo anterior es inevitable, sin sacrificar también la fragmentación o/ imponer un sistema de carga más complejo, y se puede justificar que un factor de carga más alto implicará una fragmentación promedio más fina, lo cual es aceptado en esta tipo de operación. Es importante no disminuir el factor de carga en el cálculo srcinal, tratando de reducir el factor de carga promedio, ésto daría como resultado una mala fragmentación en la región crítica en el perímetro del abanico.



18 184 4

Retardos Teóricamente, se debería utilizar un retardo diferente en cada pozo para mejorar la fragmentación y limitar los efectos de vibraciones, pero tiene las siguientes desventajas: •

Tamaño de la tronadura : Se limita el rango de retardos y se debe asegurar diferentes retardos a cada abanico, restringiría el numero de abanicos que se puedan tronar a la vez.



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•

Fallas en los últimos retardos: Los pozos convergen al eje de perforación y con la practica común de primar cerca de la boca del pozo, los detonadores están ubicados muy juntos en la masa rocosa como resultado, el primer pozo que detona romperá los pozos adyacentes, destruyendo además los detonadores. Esto puede suceder aun cuando los detonadores estén muy al interior del pozo, pero esto se evitaría si todos los retardos fueran iguales.



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En vista de lo anterior y por ser más simple su implementación, es preferible considerar sólo un retardo por abanico. Los detonadores deben colocarse a distancias mayores de 3 a 4 mts. de la boca del pozo, para evitar fallas.



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Tipo de explosivos



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Altos explosivos Son moleculares, es decir que el elemento oxidante y el combustible están contenidos dentro de la misma molécula. Este tipo de explosivos solo necesitan un estimulo adecuado para que la reacción se inicia. En minería se usan en las dinamitas , los iniciadores (booster), los detonadores (fulminantes) y los retardos (elementos de iniciación que tienen un tiempo de demora) Msc. Carlos Reátegui Ordoñez www.peruminalati.com


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Agentes de voladura Son explosivos compuestos , es decir que el elemento oxidante y el combustible deben ser mezclados. Este tipo de explosivos necesitan un detonador (alto explosivo) para que inicie su reacción. En minería, los mas usados son el ANFO, los Heavy ANFO´s, las emulsiones encartuchadas y emulsiones bulk



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Dinamita La dinamita es un alto explosivo cuya base es la nitroglicerina (C3H5N3O9 ), este compuesto orgánico se obtiene de la mezcla de acido nítrico, acido sulfúrico y glicerina, altamente inestable. Para conseguir que sea estable se mezcla con diversos elementos inertes (diatomita, celulosa, etc).



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Existen 3 clases básicos de Dinamita: 1. Granular : no contiene nada de nitrocelulosa 2. Semi gelatinosa: contiene cierto porcentaje de nitrocotton, una nitrocelulosa que se sintetiza a base de algodón, ácido nítrico y ácido sulfúrico 3. Gelatinosa: contiene mayor porcentaje de nitrocotton o algodón pólvora, son resistentes al agua Msc. Carlos Reátegui Ordoñez www.peruminalati.com


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Además de esta clasificación también se diferencian por los materiales empleados para proporcionar su energía: Dinamitas corrientes: se utilizan aditivos energéticos como

nitrato de sodio y combustibles carbonosos. Dinamitas amoniacales: o tipo

“Extra” es el nitrato de

amonio la fuente principal de energía (este remplaza cierta cantidad de nitroglicerina que solo cumple papel de sensibilizador) Msc. Carlos Reátegui Ordoñez www.peruminalati.com


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Dinamitas permisibles: todos los explosivos al ser detonados generan una llama la cual varia en volumen, duración y temperatura. Estas tipo de dinamita tiene un aditivo que reduce la llama (cloruro de sodio) en tiempo, volumen y temperatura. El uso de estas dinamitas es en minas de carbón, para minimizar la probabilidad de ignición del gas (grisú) o polvo explosivo. Msc. Carlos Reátegui Ordoñez www.peruminalati.com


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Hidrogeles / slurries Es una solución acuosa espesada de un oxidante y/o sales de combustibles, en la que están dispersos oxidantes sólidos adicionales y/o combustibles, así como sensibilizadores. Las sales oxidante son generalmente Nitrato de amonio (NH₄NO₃.), nitrato de calcio(Ca(NO ₃)₂) y nitrato de sodio (NaNO₃) Los combustibles mas empleados son aluminio, carbón, gilsonita (arena bituminosa), azúcar, etilenglicol y aceite Msc. Carlos Reátegui Ordoñez www.peruminalati.com


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Para sensibilizarlos se usan: Productos químicos: Esteres de de nitrato de alcoholes, sales de nitrato de aminos orgánicos, la sales perclorato, aluminio en partículas finas u otros explosivos Productos físicos : aire atrapado, micro esferas, burbujas producidas químicamente, etc.



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19 198 8

ANFO El nitrato de amonio (NH ₄NO₃) es un ingrediente esencial para todos los explosivos comerciales. En minería, sobre todo a tajo abierto, la gran demanda de explosivos crea la necesidad de que estos sean fabricados in situ. El NA (AN) se fabrica en forma de “prill”, esto posibilita que sea mezclado con petróleo (FO) para dar lugar al ANFO



19 199 9

La química básica de ANFO se basa en la reacción de nitrato de amonio (NH4 NO3),con un hidrocarburo de cadena larga (CnH2n+ 2 ) para formar nitrógeno , dióxido de carbono y agua en un reacción estequiométricamente ideal. El ANFO se compone de aproximadamente el 94,3% de AN y 5,7% en peso FO, sin embargo para su fabricación in situ esto puede variar a 94% de NA y 6% de FO.



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Principales propiedades Velocidad de detonación

El VOD el ANFO depende del diámetro del taladro y del grado de confinamiento en que se encuentre. Este VOD es directamente proporcional al diámetro del taladro que lo contiene. El tipo de confinamiento afecta, así en d <100 mm no detonará si no esta adecuadamente confinado, si se confina neumáticamente puede detonar en d <= 25 mm Msc. Carlos Reátegui Ordoñez www.peruminalati.com


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20 202 2

Densidad

La densidad a granel depende del tamaño y densidad del prill. La mayoría de ANFO´s tienen un d de 0.77 a 0.85 g/cc, esta d se puede incrementar cuando se carga neumáticamente (UG) o cuando los taladros son bastante profundos(OP) y puede llegar a 1.10 g /cc, sin embargo a partir de 1.2 g/cc, la sensibilidad disminuye rápidamente Msc. Carlos Reátegui Ordoñez www.peruminalati.com


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Sensibilidad al Iniciador

La presión de detonación del iniciador (cebo) debe ser como mínimo igual a la presión de detonación del ANFO. En la practica se utiliza iniciadores de PENT (PD=2.83 Mpa), que garantizan una adecuada iniciación y rápido alcance de la velocidad régimen. La eficiencia del cebo mejora cuando este se aproxima al diámetro del taladro, si embargo esto se cumple solo hasta taladros de 125 mm , en taladro grandes esto no ejerce mayor influencia. www.peruminalati.com


20 204 4

Resistencia al agua

Muy mala, no se puede usar en taladros humedos y/o inundados. Humos

Balanceado al oxigeno, es decir fabricado en y aplicado correctamente producirá humos clase I (clasificación del instituto de fabricantes de explosivos IME)



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Reactividad con piritas

Las piritas oxidadas, especialmente con el sulfato ferroso, producen calor ( de hasta 79°C) y al entrar en contacto con una columna cargada con ANFO pueden causar reacciones espontáneas, inclusive llegar a causar detonaciones.



20 208 8

Explosivos en Emulsión La emulsiones se definen como la mezcla de dos líquidos solubles entre si.

no

Las emulsiones explosivas son dispersiones de soluciones acuosas de oxidantes ( NH4NO3 y otras sales de nitrato) en un medio aceitoso (petróleo u otro combustible). Es decir una FASE ACUOSA y una FASE ACEITOSA, las cuales debido a su fuerza de adherencia y termodinámica tienden a separarse Msc. Carlos Reátegui Ordoñez www.peruminalati.com


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Fase acuosa o discontinua

Fase aceitosa o continua



21 210 0

Para evitar la separación de estas fases se agrega un compuesto activo denominado EMULSIFICANTE en la fase aceitosa, lo que permite la estabilidad durante la homogenización. Existen gran variedad de emulsificantes la mayoría son químicos compuestos de alcoholes y ácidos grasos



21 211 1

La calidad y tipo de emulsificante determinará el tiempo en que las fases se mantengan unidas.



21 212 2

Para mantener la emulsión con un balance al oxigeno cercano a cero, estos explosivos requieren que el volumen de oxidante sea mucho mayor al volumen de aceite. La proporción es aproximadamente 9:1 Esto quiere decir que la gotita de oxidante debe ser muy fina para que pueda ser totalmente cubierta por el aceite. La viscosidad de la emulsión será controlada por la fase aceite y el tamaño de la gotita. Así se puede usar aceites ligeros (petróleo) para emulsiones bombeables y aceites mas pesados (ceras) para emulsiones encartuchadas. Msc. Carlos Reátegui Ordoñez www.peruminalati.com


21 213 3

Sensibilidad: Las emulsiones “matriz” no están sensibilizadas, es decir que no detonan hasta que se creen “puntos calientes” y los espacios libres adecuados. Estos puntos calientes se crean mediante la adicción de prill, micro balones de aire o adicionando químicos que crean burbujas de aire en el interior de la emulsión. Msc. Carlos Reátegui Ordoñez www.peruminalati.com


21 214 4

Velocidad de detonación (VOD)

Se sabe que a menor tamaño de partícula de los ingredientes de un explosivo mayor VOD. Debido a que las gotitas de la emulsión son muy pequeñas la VOD es muy alta, esto depende del diámetro de carga. En diámetros de mayores a 127 mm (5”) el VOD es de 5600 m/s



21 215 5



21 216 6

Presión de detonación.

Debido a su alta densidad y alta VOD la presión de detonación de las emulsiones es alto.



21 217 7

Tecnología de las emulsiones Las emulsiones son una solución acuosa saturada de sal(es) oxidantes y finamente dispersa en una fase aceite para formar una emulsión agua en aceite. La solución de sales siempre contendrá nitrato de amonio, pero puede también tener nitrato de calcio o de sodio. Debido a que la solución se debe saturar, cuando se enfría a temperatura ambiente se convierte en meta estable, mostrando una fuerte tendencia a formar cristales de varias sales de nitrato. Msc. Carlos Reátegui Ordoñez www.peruminalati.com


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Una formulación típica para una emulsión que contiene tanto nitrato de amonio y de calcio debe tener alrededor de 65% de nitrato de amonio, 16% de nitrato de calcio, 12% de agua y 7% de petróleo. Algunas formulaciones pueden contener hasta alrededor de 18% de agua. Generalmente la fase emulsión misma no se clasifica como explosivo, pero sí como agente de voladura. Las emulsiones requieren adición de sensibilizadores tales como burbujas de gas, micro esferas de vidrio o prills para que puedan iniciar con pequeñas cantidades de explosivos primarios. Msc. Carlos Reátegui Ordoñez www.peruminalati.com


21 219 9

Las emulsiones son explosivos de 3G , siendo ahora los que mas se usan en la minería. Las ventajas son: •

•

•

•

Mayor energía Mayor densidad Resistentes al agua Versatilidad



22 220 0



22 221 1

Mezclas de explosivos En minería se pueden combinar explosivos como el ANFO y las emulsiones matriz en proporciones variables. Estas combinaciones se llaman Anfos Pesados (heavy ANFO´s). La combinación se realiza por razones de aumentar la potencia o aumentar la capacidad de resistencia al agua.



22 222 2

Energía explosiva de mezclas : La elección del explosivos es importante debido a que es el factor mas importante para la fragmentación de roca, debido a que es la energía Qc la que determina la cantidad de gases a alta temperatura producidos de la reacción del explosivo Este energía Qc. esta dada por los ingredientes y productos del explosivo y supone un costo.



22 223 3

Podemos obtener mucha energía Qc de los altos explosivos, sin embargo el costo será elevado. Las mezclas explosivas nos dan una buena gama de aporte energético a un costo mucho mas bajo, este diferencial hace que sea tan importante su uso sobre todo en minería sup erficial. En el grafico siguiente se ve la energía útil como función de la presión para un ANFO (d=0.8g/cc) y Anfo pesado (d=1.30 g/cc) Msc. Carlos Reátegui Ordoñez www.peruminalati.com


22 224 4



22 225 5

De esta grafica, se puede deducir, que el ANFO produce mayor energía si los gases se expanden completamente hasta las 1000 atm. A partir de este punto los HA producen una presión final mas alta por unidad de peso. Es importante poder comparar estos valores de energía a diferentes estados de presión, debido a que se sabe con certeza que la fragmentación se inicia en la zona de alta presión generada por la reacción del explosivo y termina mucho antes de que la presión de gases alcance una atmosfera. Msc. Carlos Reátegui Ordoñez www.peruminalati.com


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Se piensa que en rocas competentes el trabajo de expansión de gases termine bajo presiones de 5000 a 2000 atm. En rocas suaves el trabajo de expansión puede continuar hasta presiones de 1000 atm pero no menos de cientos de atmosferas



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Resistencia al agua: Otra razón para la mezcla de emulsión y ANFO es la capacidad de este para poder resistir al agua. La capacidad esto va aumentando de acuerdo al porcentaje de emulsión agregado al ANFO (X%emulsión:Y%ANFO) y la capacidad se gradúa en una escala de 0 (ninguna resistencia) a 5 (excelente resistencia) Msc. Carlos Reátegui Ordoñez www.peruminalati.com


22 228 8

En la grafica se ve las etapas en que la emulsión “impermeabiliza” al ANFO logrando que este no sea atacado por el agua.



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Mezclas de HA usadas en minería Producto

D en sid ad 1 g / cc

"Q" "A" Potencia Potencia Energia energíaútil util util Potencia del R esist en cia termoquímica (mj/kg) Relativa por R elativa por taladro (Katm) e la g u a (mj/kg) @1000atm P es o Volumen 25°C @1000atm @ 1000atm

VOD

ANFO HA Emulsión : ANFO

0.8

0

3.75

2.03

1.00

1.00

20

4,450.00

20:80

1.05

0

3.55

2.19

1.08

1.38

33

4,998.50

25:75

1.13

1

3.50

2.25

1.11

1.52

37

5,151.00

30:70

1.20

2

3.45

2.30

1.13

1.66

42

5,303.30

35:65

1.25

3

3.40

2.32

1.14

1.74

46

5,394.70

40:60

1.30

4

3.35

2.36

1.16

1.85

50

5,516.60

45:55

1.35

5

3.30

2.38

1.17

1.93

54

5,608.00

50:50

1.30

5

3.25

2.30

1.13

1.79

49

5,455.70

55:45

1.30

5

3.20

2.27

1.12

1.77

48

5,394.70

60:40

1.30

5

3.15

2.24

1.10

1.75

47

5,333.70

65:35

1.30

5

3.10

2.21

1.09

1.73

47

5,272.80

70:30

1.30

5

3.05

2.17

1.07

1.69

46

5,211.80

72:25

1.30

5

3.00

2.14

1.05

1.67

46

5,151.00

80:20

1.30

5

2.95

2.11

1.04

1.65

45

5,090.00

Mezcla Bombeada



23 230 0

Explosivos de densidad variable

La densidad del explosivo influye en: La cantidad en Kg. de explosivo presente en la columna explosiva La velocidad de detonación del explosivo (es directamente proporcional). La aplicación de los explosivos se basa en la calidad del macizo rocoso y la interacción del explosivo con este, se ha observado que: Msc. Carlos Reátegui Ordoñez www.peruminalati.com


23 231 1

1. En macizos suaves o altamente fracturados se necesitan bajas VOD por consiguiente baja densidad. 2. En macizos competentes y poco fracturados se necesita alta VOD y por consiguiente alta densidad del explosivo. Los macizos rocosos en la practica suelen tener diferentes características que varían de sector a sector. ( dominio geomacánico) Entonces se necesita contar con un explosivo donde se pueda variar su densidad de acuerdo a la necesidad del macizo rocoso. Msc. Carlos Reátegui Ordoñez www.peruminalati.com


23 232 2

Explosivos de densidad variable Los explosivos de densidad variable son aquellos que se pueden fabricar en el campo y obtener la densidad que se desea. Estos explosivos están formulados en base a emulsiones y a poli estirenos expandidos (EPS). El EPS actúa como sensibilizador de la emulsión matriz además de que la densidad (peso/volumen) variará en función a la cantidad que se agregue.



23 233 3



23 234 4

También existen emulsiones “gasificables” que pueden estar combinadas con ciertos porcentajes de ANFO y nos dan variaciones de la densidad. La adición de ANFO proporciona la capacidad de variar la la fuerza y energía generada durante detonación. El contenido de emulsión aumenta la resistencia al agua del producto.



23 235 5



23 236 6

Equipos UG de inyección de explosivos tipo bulk

En la minería subterránea también se puede mecanizar la carga de explosivos a granel, para esto se han diseñado equipos autónomos (sobre ruedas ) y equipos fijos que son cargados sobre plataformas de camiones



23 237 7

Cargadores de ANFO montados sobre equipos tipo Jumbo mangueras controles

Canastilla elevable

Tanque de ANFO

Sistema de inyección neumática


Equipo tipo Jumbo


23 238 8

1. Inyección Neumática de explosivo 2. Capacidad de carga de hasta 130 kg/minuto, para una carga de alta velocidad 3. Equipado con uno o dos depósitos, para una carga optimizada del plan de tiro completo, con colocación fija del chasis. 4. Depósitos de carga ANFO con volúmenes de 300, 500, 750 o 1000 litros 5. Diferentes brazos con elevador de plataforma extensible



23 239 9

i. Para taladros con diámetro de 25 – 150 mm. ii. Carga en todas las direcciones, en taladros en el techo de mas 100 mm, se requiere cargar a alta presión. iii. Cargan densidades entre 0.9 a 1.1 kg/cc. iv. Pueden cargar hasta 130 kg/min. v. Consumen entre 2,5 y 4,5 m ³/min de aire vi. Presión máxima de 8 bar vii. Tienen mangueras de inyección de 50-60 m viii. Los tanques de ANFO son de acero inoxidable con capacidades de 240-800 kg. ix. Se pueden operar remotamente www.peruminalati.com


24 240 0

Cargadores de Emulsión



24 241 1

i. ii. iii. iv. v.

Para taladros con diámetro de 25 – 150 mm. Carga en todas las direcciones Cargan Emulsiones en un amplio rango de densidades. Pueden cargar entre 15 -80 kg/min. Tienen mangueras de inyección de 15 mm de diámetro hasta 80 m de largo vi. Los tanques de emulsión pueden ser ligeros y con capacidades de hasta 1000 kg y pesados de hasta 2500 kg vii. Se pueden operar remotamente



24 242 2

Iniciadores Los iniciadores son altos explosivos que permiten detonar a los agentes de voladura, la presión necesaria para iniciar una columna explosiva debe ser mayor a la presión de explosión del agente de voladura a iniciar



24 243 3

Booster o Aumentadores : Debido al alto uso de ANFO, Hidrogeles y Emulsiones a granel en minería, además de el incremento de los diámetros y altura de los taladros se tiene La necesidad de contar con un iniciador altamente energético. Los booster son aumentadores compactos de alta pre sión de detonación. Que pueden estar fabricados de TNT (trinito tuoleno), PENT (tetranitrato de pentaeritrito) y RDX (ciclonita) y mezclas de estos altos explosivos. Msc. Carlos Reátegui Ordoñez www.peruminalati.com


24 244 4

Aumentadores de Pentolita Estos contiene una combinación

de 50% de TNT y 50% de PENT, aunque algunos fabricantes ofrecen presentaciones de 60% de PENT. Booster de composición B Con este nombre se conocen los booster que contienen 60% de RDX y 40% de PENT Aumentadores tipo “TORPEX” Son los que co ntienen RDX, TNT y aluminio. Aumentadores tipo Amatol/sodatol Son los de Pentolita que contienen % de Nitrato de Sodio o Nitrato de Amonio



24 245 5

Teóricamente el diámetros iniciador debería ser igual al del taladro donde se coloca el agente explosivo, en la practica esto no es posible debido al costo y los problemas operativos que esto supone. En el mercado existen muchas presentaciones cuyos rangos detallamos: peso : densidad: VOD:

0.6 g - 2.2 kg 1.55g/cc – 1.70 g/cc 6100 -7600 m/s Msc. Carlos Reátegui Ordoñez



24 246 6



24 247 7

Todos los booster de dimensiones mayores están diseñados para ser iniciados por fulminantes ( #8 o mayor) y tiene diferentes configuraciones de fabricación para que estos sean colocados junto a los detonadores o cordón detonante. Los booster de dimensiones menores se han diseñado para ser iniciados por cordón detonante, existen también booster cónicos que son mas usados en minería de carbón.



24 248 8



24 249 9



25 250 0

Aumentadores en base a Nitroglicerina: El aumentador en base a nitroglicerina se refiere a compuestos iguales o parecidos a las dinamitas gelatinosas o “extra”. Se debe procurar que este sea siempre gelatinizado cuya potencia sea mayor al 60%, para asegurar la presión de detonación requerida.



25 251 1

Existen varias presentaciones: cartuchos de papel, cartuchos o envases de plástico. También se usa emulsiones sensibilizadas como iniciadores.



25 252 2

Explosivos usados en detonadores o retardos Detonadores se denomina al sistema que inicia la voladura estos pueden ser de 4 tipos: I.

Sistemas a fuego

II. No eléctricos III. Eléctricos IV. Electrónicos Msc. Carlos Reátegui Ordoñez www.peruminalati.com


25 253 3

Sistemas a fuego :

Consiste en usar una mecha de seguridad (fabricada con pólvora negra) y un fulminante común.



25 254 4

Fulminante común Básicamente dos cargas:

tienen

Carga primaria : que es un explosivo sensible al Fuego. Carga secundaria que es un alto explosivo generalmente PENT Msc. Carlos Reátegui Ordoñez www.peruminalati.com


25 255 5

Sistemas No Electrico (Non-El) :

Son elementos constituidos por una manguera plástica cargada de explosivo en las paredes (HMX) que terminan en un fulminante, existe de varios tipos: Detonadores : Son instantáneos. Detonadores con retardo : Tienen tiempos de retardo. Detonadores Silenciosos : Además de retardo son silenciosos. Conector Cordón Detonante : Se usan para retardar líneas de CD



25 256 6



25 257 7

Los tubos plásticos están cargados por un película delgada de 20 g/m de HMX que produce una onda de choque a una velocidad de 2000 m/s



25 258 8

Fulminante Se compone de: 1. Sello de goma 2. Sello antiestático 3. Disco DIB 4. Tren de retardo 5. Cushin Disk Tienen dos cargas: Carga primaria : que es Azida de Plomo. Carga secundaria que es un alto explosivo generalmente PENT Msc. Carlos Reátegui Ordoñez www.peruminalati.com


25 259 9

Isolation Cup: Corresponde a un sello antiestático, elemento fundamental para eliminar Este el riesgo de iniciación por descargas accidentales. dispositivo esta constituido por unestáticas material semi conductivo que elimina la estática que pueda acumular el tubo de choque al ser sometido a ambientes de alta generación de corrientes vagabundas. Además, Isolation Cup garantiza una única posición dentro del detonador y permite centralizar eficazmente Ia alineación del tubo sobre el elemento de retardo. Msc. Carlos Reátegui Ordoñez www.peruminalati.com


26 260 0

Delay Ignition Buffer (DIB): Esta tecnología es la única que está presente en los detonadores no eléctricos y corresponde a un disco compuesto por una malla muy fina que se ubica por sobre el tren de elementos de retardos. El DIB controla la transmisión de la señal del tubo de choque proporcionando una mayor precisión y evita el problema de reversa de la onda de choque. El DIB actúa también corno un amortiguador de la onda de choque para tubos no eléctricos de gran longitud, además de un acelerador de señal en casos de utilizar tubos de corto metraje. www.peruminalati.com


26 261 1

De acuerdo al sistema de hermeticidad del NONEL®, si se produjese una ruptura en el tubo de choque, sin Ia presencia del DIB ocurriría una despresurización instantánea que podría afectar el normal inicio del primer elemento pirotécnico de retardo, provocando variación del tiempo de retardo nominal o problemas de funcionalidad.



26 262 2

Tren de Elementos de Retardos: o Elemento Sellador (Sealer Element): Cuando se combustiona el elemento sellador se produce una condición de sellado, generando una barrera natural que impide Ia acción del Oxigeno atmosférico en el normal funcionamiento del tren de retardo. El segundo crimper sobre el sellador asegura esta función. o

Elemento Iniciador (Starter Element): Este es un elemento pirotécnico de alto rendimiento calórico que asegura la normal transmisión de la combustión al elemento principal. Msc. Carlos Reátegui Ordoñez



26 263 3

o

Elemento Principal (Main Element): Este elemento pirotécnico es el que en definitiva entrega el retardo de Ia serie especificada. El tiempo nominal para cada detonador se obtiene como combinación de los colores precisos de los diferentes elementos de retardo.



26 264 4

Cushion Disk (CD): Este es un ‘anillo limpiador” que queda posicionado sobre las cargas explosivas y su función es asegurar la limpieza posterior de todos los restos de explosivos adheridos en la pared interior del casquillo. El CD fue desarrollado para prevenir detonaciones no deseadas por efecto de presencia de explosivos en las paredes interiores del casquillo durante el proceso de carga y manipulación de los detonadores.



26 265 5

Sistemas Electrico:

Los modernos sistemas de iniciación eléctricos vencen todas las desventajas de los no eléctricos; inician simultáneamente y el amarre correcto se puede se confirmar al medir la resistencia antes de la iniciación. Sin embargo, su principal desventaja es la susceptibilidad a la iniciación por efecto de rayos o corrientes eléctricas inducidas (relámpagos, transmisiones de radio). Msc. Carlos Reátegui Ordoñez www.peruminalati.com


26 266 6

El sistema de iniciación eléctrico puede convertir un impulso eléctrico en una detonación, en un tiempo determinado y consta de cuatro partes fundamentales: 1. Cápsula de aluminio o cobre. 2. Carga explosiva compuesta por un explosivo primario y uno secundario. 3. Elemento de retardo con un tiempo de combustión especificado. 4. Elemento inflamador eléctrico- pirotécnico. Msc. Carlos Reátegui Ordoñez www.peruminalati.com


26 267 7



26 268 8

Sistemas Electrónicos: En general consisten de una unidad electrónica y un detonador eléctrico instantáneo. Se distingue un circuito integrado o microchip (4), que constituye el corazón del detonador, un condensador para almacenar energías (5) y un circuito de seguridad (6) conectados a los hilos que sirven de protección frente a diversas formas de sobrecargas eléctricas. Msc. Carlos Reátegui Ordoñez www.peruminalati.com


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El propio microchip posee circuitos de seguridad internos. La otra unidad es un detonador eléctrico instantáneo, en la cual la gota inflamadora (3) para la iniciación de la carga primaria (2) está especialmente diseñada para proporcionar un tiempo de iniciación pequeño con la mínima dispersión.



27 270 0



27 271 1

Componentes de una Mina Subterránea Acceso horizontal (adit, Drift) Excavación horizontal de acceso a la mina Piques (shafts) Excavación vertical de acceso a la mina Chimenea (Ore passes) Excavaciones sub-verticales dedicadas al traspaso de mineral, personas y en algunas ocasiones utilizadas como cara libre Rampas (Declines or ramps) Son excavaciones horizontales orientadas en espiral con el propósito de conectar dos niveles o acceder a la mina Caserones (Stopes) Corresponden a unidades básicas de explotación de las cuales se extrae mineral. En algunos casos estos caserones son rellenados con material estéril.



27 272 2

Esquema de una Mina Subterránea

Sección Longitudinal Sección Transversal

B A

A

B Accesos

A, B


Niveles Rampa Áreas Productivas


27 273 3

Esquema de una Mina Subterránea Planta

A1 A3

•

–

A2 A4

Accesos Áreas Productivas Niveles •

–

Puntos de extracción

Acceso Nivel Pilar A1, A2 A3, A4

Unidades básicas de explotación



Unidades básicas de explotación » Puntos o frentes de extracción

27 274 4

Parámetros Utilizados en el Diseño de Minas Subterráneas

• • • • • • • • • • •

GEOLOGIA Geometría Macizo rocoso Estructuras de debilidad Continuidad Estabilidad: Hundibilidad/ Estabilidad Distribución de la ley Costos Dilución planeada y no planeada Restricciones externas e internas Ritmo deseado



27 275 5

Geometría •

Tabulares

•

Irregulares

•

Masivos



27 276 6

Macizo Rocoso

•

•

•

RMR de la roca mineral y de caja Es MUY relevante la distribución de la calidad de macizo rocoso en la roca de caja y mineral

Caja techo (HW) 2B

4B Diseñar para los valores extremos y también los promedios Msc. Carlos Reátegui Ordóñez



Caja Piso (FW) 2B

2A

3B

4A

27 277 7

Continuidad Perfil Longitudinal

Perfil Transversal



27 278 8

Minería Subterránea •

Es sólo una excavación bajo la superficie

•

Existen sólo 3 métodos de explotación –

Soportados por pilares (recuperación minera reducida)

–

Artificialmente soportados o relleno (alto costo)

–

Sin soporte o hundimiento: natural e inducido (alta incertidumbre)



27 279 9

Aspectos a cuidar en la selección del método Definir

el retorno sobre la inversión como una

meta Seleccionar

block caving para alcanzar el retorno sobre la inversión

Forzar

los parámetros de diseño y condiciones de roca para alcanzar un método determinado

Se

diseña un método de explotación de modo de


Peruana en América latina Msc.Minería Carlos Reátegui aprovechar una planta existente que posee una

28 280 0

Métodos de Explotación Subterráneos

Soportado Por Pilares

Artificialmente Soportado con Relleno

Sublevel and Longhole stoping

Room and Pi lar

Bench and Fill stoping

Lonwall Mining

Cut and Fill Stoping

Shrinkage Stoping

Sin soporte o Hundimiento

Sublevel Caving

VCR Stoping

Desplazamiento de la roca de caja Energía de deformación almacenada en las proximidades de una excavación



Block Caving

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28 282 2

Características de los métodos de explotación

Rajo CutandFill VCR OpenStoping Roomandpillar Sublevelcaving Blockcaving

Costo Operación Capac. Prod. Recuperación Dilución ($/t) (tpd) 1 10.000-350.000 95% 5% 45 500-4.500 100% 2% 28 8.000 90% 5% 14 13.5 12.3 5

1.500-15.000 1.000-15.000 2.500-12.000 12.000-50.000

80% 75% 65% 60%

10% 15% 15% 25%

Inversión en la mina varía entre 1-3.5 $/t para la envolvente económica y en la planta es del orden de 4500 $/tpd



28 283 3

Taller



28 284 4

Se tiene un yacimiento de Cu con buzamiento horizontal y mantos mayores a 6 metros. Se ha estimado una reservas totales de sulfuros de cobre de 15 millones de toneladas. Determinar: 1. La velocidad optima de explotación (VOE), el optimo de producción (ROP)

ritmo

2. El método de explotación adecuado 3. Plan de perforación y voladura anual necesario para minar el yacimiento. Msc. Carlos Reátegui Ordoñez www.peruminalati.com


28 285 5

Solución:

Aplicamos la fórmula empírica, en éste caso la fórmula específica de Cu VOE (años) = 5.35   . VOE= 5.35  15 . VOE = 11.20 años



28 286 6

Determinamos el ritmo optimo de producción

 = 0.15   . (1 ± 0.2)  = 0.15  15 . (1 ± 0.2) ROP = entre 1.14 y 1.37 millones de toneladas por año Ajustamos de acuerdo al VOE = 15/11.2 ROP = 1.34 millones toneladas al año Msc. Carlos Reátegui Ordoñez www.peruminalati.com


28 287 7

Método de explotación El método de explotación será un minado mecanizado mediante cámaras y pilares con relleno (post pillar mining), debido a que el yacimiento presenta mantos horizontales bastante potentes Las labores de preparación consisten en galerías longitudinales al eje del “block” hasta un crucero de extracción, “raise bore” de ventilación y “ore pass” de nivel a nivel para la extracción de mineral.



28 288 8

Las labores de preparación necesarias para aplicar éste método son: En Estéril (waste) Rampas de acceso . Galería de transporte Ore pass Chimeneas (Raise Bores)

En Mineral (ore) Galerías de Extracción. Raise Bores (ventilación)



28 289 9

Planeamiento de Perforación preparación y desarrollo Generalidades. El un método de cámaras y pilares es aquel en el cual se excava de los mantos mineralizados construyendo (“salas” o cámaras) dejando parte del excavaciones abiertas mineral en pilares para soportar la caja techo durante la explotación. La variante Post Pillar Mining, se utiliza cuando los mantos son de gran potencia (> 3 m), este consiste en realizar un corte inicial, luego rellenar el piso y realizar otro corte, completando la extracción del mineral. Msc. Carlos Reátegui Ordoñez www.peruminalati.com


29 290 0

Preparación y desarrollo –

Se construye una rampa hasta la galería principal de transporte.

–

–

Se delimitan “Block” de explotación y se construyen las galerías y los cruceros de extracción. Se construyen los ore pass y los rise bore. Msc. Carlos Reátegui Ordoñez



29 291 1

Esquema de bloque a minar

rampa Nivel -20

Nivel -40 Msc. Carlos Reátegui Ordoñez www.peruminalati.com


29 292 2

Determinar el número de taladros del frontón para las labores horizontales necesarias en la preparación para una sección de 3.5 m x 3 m. Suponemos que la roca en estéril es de tipo I y en mineral de tipo II de acuerdo a la clasificación que se muestra en el cuadro:



29 293 3

La sección de las labores de preparación son de 3.5x3



.

29 294 4

Solución:

  ( ∗ )   = 3.5 ∗ 4 = 7.48

#  =

#   = 0.525 7.48 (2∗10.5) #   =   #   =

6.93 (1.5∗9) 0.625

#   =   Msc. Carlos Reátegui Ordoñez www.peruminalati.com


29 295 5

Cálculo del diámetro de perforación preparación y desarroll o El diámetro que debemos usar en la preparación y desarrollo está ligado a la sección y profundidad del taladro También al tipo de perforadora que a usar. La regla mas simple es: Sección (m2) menor a 10

Diámetro ( mm) 27- 40

10-30

30-45

Mayora30

38-63



Tipo Perforadora manual Jumbo Jumbo múltiples brazos

29 296 6

Plan de preparación (WASTE): AVANCE HORIZONTAL WASTE PREPARACIÓN DESCRIP CIÓN

NIVEL

RAMPAESPIRAL (gradiente12%)

0a-40

S ECC. 3.5x3

TOTAL(m ) 480

GALERIADETRANSPORTE

-20

3.5 x3

380

GALERIADETRANSPORTE

-40

3.5 x3

380

SUBTOTAL

1240

AVANCE VER TICAL EN ESTERIL PREPARACION DESCRIP CIÓN

CHIMENEAVENTILACIONRAMPA

NIVEL

0a-40

SUBTOTAL

6.00


TOTAL(m )

40 6.00


S ECC.

40

29 297 7

hallamos la eficiencia de la perforación con los siguientes datos: (Jumbo de 1 brazo) DATOS:

Longitudefectivadeperforacion # de taladros frente Ancho labor Alto m3 material Avance Rendimiento en avance TM por disparo Rendimiento de perforación Taladros perforados hora Perforación del frente ciclo por frente tiempo efectivo trabajo Nro de disparos

3.66m etros. 35 3.50 3.00 34.56

3.29 m/hr 90% 103.69 136.54 m/hr 37 0.94 3.20 horas 20.00 horas


6.25

3.00 TM/m 3

Densidad


29 298 8

Calculamos los rendimientos Taladros por dia Taladros por Hora

233 37

Avance diario Volumen diario (Tn) Volumen TM/hr Producción Programada diaria

648 32

216 11 648


853.38

m/dia m/hra

20.57

m/dia

136.54


m3 m3

29 299 9

Cálculo del tiempo en avances horizontales en Preparación (waste) En el cuadro vemos el tiempo necesario para preparar todas las labores horizontales: labores horizontales avance dia dias

m

seccion

1240 20.57

m3

10.5 producciondia

60



TM

13020

39060 648 60

30 300 0

Plan de desarrollo (ORE): AVANCE HORIZONTAL EN MINERAL DESARROLLOS DESCRIPCIÓN

NIVEL

SECC.

TOTAL (m)

GALERIAS DE EXTRACCIÓN

-20

3 x 3

400

GALERIA DE EXTRACCION

-40

3 x 3

400

SUBTOTAL TOTAL

800 2040

AVANCE VERTICAL EN MINERAL DESARROLLOS DESCRIPCIÓN

NIVEL

raise bore

SECC. 3.00


120

3.00

SUBTOTAL


TOTAL (m)

120

30 301 1

hallamos la eficiencia de la perforación con los siguientes datos: (Jumbo 1 Brazos) DATOS:

Longitudefectivadeperforacion # de taladros frente Ancho labor Alto m3 material Avance Rendimiento en avance TM por disparo Rendimiento de perforación Taladros perforados hora Perforación del frente ciclo por frente tiempo efectivo trabajo Nro de disparos Densidad

3.66m etros. 25 3.00 3.00 29.63

3.29 m/hr 90% 84.44 136.54 m/hr 37 0.66 3.00 20.00 6.67

2.85 TM/m 3


horas horas


VP=31*(Pi/d^1.4)

30 302 2

Calculamos los rendimientos 249

Taladros por dia Taladros por Hora Avance diario

37

Volumen diario (Tn) Volumen TM/hr Producción Programada diaria

136.54

563 28

198 10 563


m/dia m/hra 21.95 m/dia

910.27


m3 m3

30 303 3

En el cuadro vemos el tiempo necesario para preparar todas las labores horizontales en mineral:

labores horizontales avance dia dias

m

seccion

800 21.95

m3

9 producciondia

36



7200

TM 20520 563 36

30 304 4

Producción La producción requerida es de 1.34 millones de toneladas anuales, si la densidad del mineral es 2.85 TM/m3 tenemos. m3/ año = 1340000/2.85= 470,175 m3 m3/ Block =120*120*6 = 86,400 m3 # block anuales= 470,175/ 86,400= 6 block Msc. Carlos Reátegui Ordoñez www.peruminalati.com


30 305 5

6m

120 m 4m



30 306 6

El minado es con cortes transversales de 6m de ancho por 3 m de altura con pilares alternados de 4m de ancho, finalmente se minan éstos pilares en sentido longitudinal quedando pilares también artificiales de 4m x 4m. Luego, se procede al relleno hidráulico de las cámaras y se inicia la explotación del siguiente corte del block.



30 307 7

Se usa perforación tipo breasting con equipos electro hidráulico taladros de 12 pies y 41.28 mm de diámetro. La perforación se realiza en 2 etapas, cada una de 3 m de alto y 3 m de longitud de perforación, luego se rellena y se deja una cara libre de 0.80 m. La perforación tipo breasting, es una perforación con dirección horizontal donde la cara libre se ubica en la parte inferior de la malla de perforación en breasting. Es una perforación de producción en mineral. Msc. Carlos Reátegui Ordoñez www.peruminalati.com


30 308 8



30 309 9



31 310 0

Determinar el número de taladros del tajeo de producción una sección de 6 m x 3 m. La roca en mineral es tipo II de acuerdo a la clasificación que se muestra en el cuadro:



31 311 1

Solución: Se debe hallar el burden y el espaciamiento, luego se determina el numero de taladros por frente. Como la perforación es tipo breasting no necesita taladros de alivio ya que la cara libre es hacia abajo Para determinar el Burden usamos la formula de Langefors Msc. Carlos Reátegui Ordoñez www.peruminalati.com


31 312 2

Modelo matemático para determinar el burden 



 =  ∗ √(( ∗ )/( ∗  ∗  )) D = diámetro del taladro mm C = constante de roca 0,3 0,4 ++ 0,75 0,75 roca roca media dura f = factor de fijación si taladro horizontal = 1 PRP = potencia relativa en peso de explosivo E/B = relación espacio sobre burden dc = densidad de carga del explosivo (gr/cm3) L = longitud de taladro. Este Bmax se corrige por desviación de taladros y error en emboquillamiento B= Bmax - 2D- 0.02 L



31 313 3

Langerfors D PRP dc c

41.28 1.1 1

Bmax B

1.14 0.98

E

1.13

1.15

f

1

L

3.66

E/B

1.15



31 314 4

•

Hallamos el número de taladros: •

El área de cada frente de producción es: » 6 m * 3 m = 18 m2

•

El área de influencia de un taladro: » 0.98 * 1.13 m = 1.10 m2

•

# de taladros= 18/1.10= 16 Msc. Carlos Reátegui Ordoñez



31 315 5

Hallamos los rendimientos de un Jumbo de 1 Brazos en producción DATOS:

Longitudefectivadeperforacion # de taladros frente Ancho labor

3.66m etros. 16 6.00 3.00

Alto m3 material Avance Rendimiento en avance TM por disparo Rendimiento de perforación Taladros perforados hora Perforación del frente ciclo por frente tiempo efectivo trabajo Nro de disparos Densidad

59.25

3.29 m/hr 90% 168.87 122.07 m/hr 33 0.48 0.90 20.00 22.22

2.85 TM/m 3


horas horas


31 316 6

Taladros por dia Taladros por Hora Avance diario Volumen diario (Tn) Volumen TM/hr Producción Programada diaria

742 33

2712.57 m/dia

122.07 73.15

3753 188

1317 66 3753



m/hra m/dia m3 m3

31 317 7

Con este dato vemos los días necesarios para perforar

labores ProduccionProd. dias

m3 3752.70

0



TM 470175 1339998.75 3753 357

31 318 8

Plan de voladura La voladura en las labores de preparación y desarrollo se realizarán con emulsiones encartuchadas, cargadas con bulk loader En producción, por las características del método, se harán voladuras con Heavy Anfo a granel cargado con un bulk Loader. Los accesorios son tipo Non- El.


en América latina Msc.Minería CarlosPeruana Reátegui Ordoñez

31 319 9

Calculo del explosivo usado por día Calculo del explosi vo necesari o Ex pl osivo(Kg/ ta l ) NrH ooyos disparos # Kge x pl osivosdia


Prep ar ac io n 1.87 35 6.25 408. 32

Desar rollo 1.87 25 6.67 311. 26


Producció n 2.20 16 22 780.72

32 320 0

El carguío de explosivo es mecanizado con accesorios tipo Nonel, el costo de explosivo es: I T EM

P r e ci o $/ T M

Costo de Anfo Costo Ni tr a to Co sto Die sel Em u l si ó n En ch ar .

NoE nl Co stoBo oste r

Total

6 50 . 0 0 1008.1 3 9 00 . 0 0 9 00 . 0 0

con su m o

co sto u n i ta r i o

7 3 3 . 8 7 9 $ / Kg 46.8 43 $/K g 40 8 . 3 1 9 $/ kg 0 . 90 31 1 . 2 5 6 $/ kg 0 . 90

$/ u n d $/ u n d

0.61 0.06

P r e p a r a ci on d e sa r r ol l o p r od u cci ón

280. 13

8 . 00 1 . 10

costo por dia


451.23

448.39983 2.83345 367. 49


8 1 377

8 1 2 89

8 1 460

321

Bibliografía



32 321 1

321

32 322 2

Queens University Canada Proyecto MineWikki http://queensminedesign.miningexcellence.ca Oscar Jáuregui Aquino Tesis “Reducción de los Costos Operativos en Mina, mediante la optimización de los Estándares de las operaciones unitarias de Perforación y Voladura“

PUCP . Manual Páctico de Voladura 3ra Edición EXSA Reategui Carlos. Análisis de costos de minado subterráneo. Proyecto Minera Monte Rojo 2010



32 323 3

Manual del Especialista en Voladura 17 va Edición International Society of Explosives Engineers ISEE 2008 Manual de Tronadura ENAEX Gerencia Tecnica Chile web http://es.scribd.com/doc/100574047/Camaras-y-Pilares-Mecanizado Videos en youtube : Education-Under ground Mining Tamrock- Sanvick www.atlascopco.com. http://194.132.104.143/Websites%55A34FE?OpenDocument



Perforacion y Voladura UG (CRO2015)

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