UNIVERSIDAD NACIONAL DEL CENTRO DEL PERU FACULTAD DE INGENIERIA DE MINAS
“CURSO DE ACTUALIZACION INGENIERIA DE MINAS”EN
VOLADURA DE ROCAS
DOCENTE:
ING. VICTOR AMES LARA 2007
PARTE I
TECNOLOGIA DE EXPLOSIVOS
CAPITULO I. INTRODUCCIÓN A LA TECNOLOGIA DE EXPLOSIVOS 1.1
DEFINICIONES
Las siguientes definiciones son consideradas útiles en el trata miento de la tecnología de explosivos.
Combust!" o #u$m%&o de una sustancia condensada, significa una reacción exotérmica que toma lugar en la superficie de los granos que componen el material. Esta reacción es mantenida por el calor transmitido de los productos gaseosos de la reacción. D$to"%'!" es una reacción exotérmica específica la cual está asociada con una onda de choque. La reacción química empieza deido al calor, el cual es un resultado de la compresión por la onda de choque. La energía lierada en la reacción mantiene la onda de choque. !na característica mu" importante de la detonación es que los productos de la reacción tienen inicialmente una densidad mas alta que la sustancia sin reacción. E()*os!" es una rápida expansión de la sustancia en un volumen más grande que su volumen srcinal. La explosión químicamente es un fenómeno redox, que en los explosivos nitrados concretamente en en la la oxidación hidrógenoque dees la molécula,resulta por el oxígeno contenido misma, del perocarono unido alenitrógeno el elemento reducido.
1.+ SUSTANCIAS EXPLOSIVAS El término #explosivo$ alcanza una rango mu" amplio de químicos. !n explosivo es un compuesto químico o una mezcla de compuestos químicos a los cuales cuando se les da un estímulo correcto %o incorrecto& ellos sufren una reacción química violenta exotérmica. La definición anterior aarca los explosivos tradicionales %tales como '(', )*+, (-/& tamién como químicos industriales. Las propiedades explosivas del nitrato de amonio son mu" ien demostrados en una serie de explosiones catastróficas. 0a" una variedad de clasificaciones de las sustancias explosivas. !n explosivo puede quemar o detonar de acuerdo al método de iniciación o la cantidad del material involucrado. *e acuerdo a 'a"lor si la masa de explosivo es peque1o, la iniciación térmica usualmente lleva al quemado. 2in emargo si la masa excede un valor crítico es posile que el quemado alcance a ser tan rápido que la onda de choque se propaga " la detonación ocurre. La masa crítica depende del tipo de explosivo.
2!2',(34, E+5L/246,
7!4843, 4(*!2')4,L5,), EL (/ !2/ *E E+5L/246/
E+5L/246/2
5 ) / 5 !L 2 / ) E 2
E + 5 L/2 4 6 /2
5 ) 4 8, ) 4 / 2
5 4 ) / ' 9 3 (4 3 / 2
2 E 3 ! (* , ) 4 / 2
84 L 4 ' , ) E 2
3 / 8E ) 3 4 , L E 2
Figura 1.1 : Tipos de sustancias explosivas
I. E()*os,os "'%&o-$s o )-m%-os/. Explosivos tales como el fulminato de mercurio, 0g%/(3& :, el cual fue usado en los detonadores iniciales, o azida de plomo 5%( ;&:, usado comúnmente en detonadores, son típicos de este tipo de explosivos. En esta categoría, el quemado resulta en una detonación aún en cantidades peque1as. Los explosivos primarios son mu" peligrosos porque ellos son iniciados rápidamente mediante contacto directo con la llama o chispa eléctrica. Ellos imponen prolemas significativos en la manufactura por lo que un cuidado extremo tiene que ser tomado para controlar el medio amiente " el crecimiento de los cristales de estas sustancias. II. E()*os,os s$'u"&%-os. Ellos son llamados altos explosivos tamién. 9stos son menos fáciles de detonar< sin emargo, los mismos son más mani pulales en cantidades ma"ores que los explosivos primarios Los altos explosivos típicos son= '(' %3>0?(;/@&, )*+ %3;0@(@/@&, 5E'( %3?0A(B/C:&, etc. III. E()*os,os 'om$-'%*$s. !sualmente ellos son mezclas asadas en nitrato de amonio %(0 B(/;&. Ellos son considerados ser más seguros que los altos explosivos. 2in emargo se deería ser un poco mas cuidadoso de modo que uno interprete los datos de sensiilidad disponile apropiadamente. El tama1o de la muestra en muchos ensa"os es peque1a " la forma del explosivo no es representativa en su forma al granel. demás los explosivos comerciales son típicamente explosivos compuestos con comustile " oxígeno en diferentes moléculas los cuales son llevados a su proximidad en el proceso de mezclado. 5or esta razón sus performances son sustancialmente diferentes que el performance de los explosivos militares. 5osteriormente el principal énfasis será en los explosivos comerciales porque ellos son de interés primario en las industrias de la minería " la construcción. 2in emargo una variedad de eDemplos son tomados del campo militar, porque los explosivos comerciales son mu" ien caracterizados.
Los explosivos comerciales son manufacturados de modo que ellos son alanceados en oxígeno. 3omo un resultado los gases que son producidos son no tóxicos " la energía de la reacción entre el oxidante " el comustile es utilizado totalmente. El alance de oxígeno de los compuestos ricos en oxígeno es expresado en porcentaDe en peso como la cantidad de oxígeno lierado como un resultado de la conversión completa del material explosivo a 3/ :, 0:/, l:/;, etc. %alance de oxígeno positivo&. 2i la cantidad de oxígeno es insuficiente para la reacción de oxidación, la cantidad de oxígeno necesitado %otra vez como porcentaDe en peso& es reportado con un signo negativo. EDemplo= )*+%3;0@(@/@&. 5ara convertir el material a 3/ :, (:, 0:/, el oxigeno es necesario. Esto podría ser expresado como= 3;0@(@/@ ;-: /: → ;3/: ;0:/ ;(: En otras palaras BA gramos de oxígeno es necesario por mol de )*+ o en porcentaDe en peso :C,@F. 5or lo tanto el alance de oxígeno de )*+ es G:C,@F. El alance de oxígeno usualmente es calculado en el explosivo no encartuchado. 2in emargo una parte de la envoltura toma lugar en la reacción química. mos el alance negativo " positivo pueden producir gases tóxicos< monóxido de carono " óxidos de nitrógeno respectivamente. Esto es mostrado en la 'ala C donde los productos calculados de la descomposición del (-/ %ammonium nitrate-fuel oil& en varios valores de oxígeno son mostrados. 'ala (H C= Efecto del Ialance de /xígeno en los 5roductos de la *etonación del (-/ 5roductos 0:K (: (/ 3/: 3/ 30B
3oncentración %moles-Jg. de explosivo& :@,B :>,? :>,: ,; CC,A CC,: :,> K,K K,K :,C ;, :,> K,K K,K C,C K,K K,K K,:
: 0 (0; Ialance de /xígeno %F&
K,K K,K ,K
K,K K,K K,K
C, K,C GC@,:
3onsiderando los productos de la reacción es útil descomponer las moléculas reactantes en átomos individuales de los componentes. Estos átomos podrían ser asumidos para recominar " generar los productos de la reacción. Los criterios usados son=
'odo el nitrógeno forma (:. 'odo el hidrógeno se comustiona para 0:K. 3ualquier oxígeno deDado es usado para quemar carono para 3/. 3ualquier oxígeno deDado es usado para quemar 3/ a 3/ :. El oxígeno sorante forma / : " óxidos de nitrógeno. 2i el aluminio está presente se oxidará para l :/; antes que la formación de agua. • • • • • •
2i consideramos el eDemplo anterior del )*+, los productos de la reacción deerían estar de acuerdo a la siguiente ecuación= 3;0@(@/@ → ;(: ;0:/ ;3/ 2i los productos de la detonación pueden ser predeterminados, luego el calor de detonación puede ser determinado de la Le" de 0ess= 7 M Σ 0f K %productos& G Σ 0f K %reactantes& *onde= Σ 0f K se refiere al calor de formación en condiciones normales. *e acuerdo a este calor de detonación calculado para el )*+ es igual a C;B@ cal-g asumiendo que el agua está en forma líquida. El calor de detonación medido por /rnellas en un experimento calorimétrico es CB?: cal-g. El error está dentro de lo razonale por la simplicidad del procedimiento. *E hecho algo de 3/: " carón sólido resultará de la detonación del )*+ " estos se toman en cuenta para el error anterior. En el caso de explosivos comerciales los cuales son casi alanceados en oxígeno la predicción de los productos de la detonación es del todo correcto. /viamente la hailidad para generar productos de la oxidación completa es importante desde el punto de vista de la energía. *e las diferencias en el calor de formación entre el dióxido de carono " el monóxido de carono se puede concluir que más energía va a ser lierado cuando el producto anterior es producido en una reacción de detonación. 2i los productos comustiles de la detonación son formados, ellos se mezclan con el aire atmosférico " puede quemarse produciendo una ola de fuego. Esto es típico en el caso de explosivos aluminizados los cuales producen hidrógeno " explosivos con alance aDo de oxígeno que producen carón " monóxido de carono.
CAP0TULO + +.1
PROCESO DE DETONACIÓN
INTRODUCCIÓN
*e acuerdo a 5ersson el estado estale de la detonación a lo largo de una carga cilíndrica puede ser considerado como un proceso de auto propagación en el cual el efecto compresivo axial de la discontinuidad del frente de choque camia el estado del explosivo de modo que la reacción exotérmica se aDusta con la velocidad requerida. Esta reacción en explosivos líquidos homogéneos tal como la nitroglicerina es completada en un intervalo de tiempo del orden de CKGC: segundos. En altos explosivos, tales como el )*+ " 5E'( es completada en cerca a C µseg. En explosivos compuestos que contienen ( los tiempos de reacción son consideralemente largos resultando en zonas de reacción largas " de performace no ideal. .
+.+ ONDAS DE CO#UE El concepto de onda de choque es fundamental en la física de la detonación. 5ara entender el concepto permítannos considerar la curva de esfuerzoG deformación en una deformación uniaxial. Esto es mostrado en la figura :.C. *
σx 3 ,
3
/
εx Figura N° 2.1 : Curva de esfuerzo deformación en una deformación uniaxial.
La velocidad del sonido en el material puede ser expresado por la siguiente ecuación= cM2-ρ
%C&
*onde= 2 Mdσ-dε
%:&
" ρ es la densidad, σ es el esfuerzo " ε la deformación. parentemente en la región /I de la figura :.C %región elástica& la velocidad de la onda es constante, mientras que en la región plástica esto se incrementa con el esfuerzo %o presión&. En las regiones de la curva que están localizadas sore 3 %típico cuando se trata con cargas explosivas&, las ondas de choque son formados. 5ara visualizar la formación de la onda de choque permítannos considerar la onda de presión de la figura :.: %a& asumiendo que las presiones son suficientemente altos de modo que el material exhie la relación esfuerzoG deformación sore el punto 3 de la figura :.C. El la figura :.:a, en el punto C la presión es aDa " por lo tanto la velocidad de la onda es aDa< en el punto : los valores son mas altos " en el punto ; ellos aún mas altos. 3omo resultado los puntos : " ; tenderán a alcanzar el punto C " la onda se hará cada vez más saturada hasta que finalmente una discontinuidad %onda de choque& es creada. Esto se muestra en la figura :.: %& " %c&. ; n ó i s e r 5
: C
%a&
%&
%c&
*istancia Figura N° 2.2: Formación de ondas de choue
5ara visualizar la generación de la onda de choque se puede considerar la generación de una onda en un gas. /ndas compresivas de peque1a intensidad son propagadas en los gases a la velocidad del sonido. 'amién se puede suponer que una columna de gas es puesto en movimiento por un pistón el cual es acelerado hacia el interior. demás se puede considerar que la velocidad del pistón es una función escalera del tiempo. 3ada paso transmite una peque1a onda compresiva el cual avanza a través del gas "a puesto en movimiento " calentado por las ondas previas. *eido a que la velocidad de la onda es más grande en una temperatura elevada, la nueva onda alcanza a las ondas previas. 5or lo tanto la velocidad, presión " gradientes de temperatura en el frente de la onda de choque crece cada vez más con el tiempo. 2i no ha" mecanismos de disipación %es decir difusión de calor& los gradientes llegan a ser infinitos. Este tipo de onda, en el cual una discontinuidad ha sido desarrollada es conocido como una choque " el área de presión frente de choque. El onda frentede avanza con una velocidad maselevada alta quees la llamada velocidad del sonido el cual depende de las condiciones detrás del mismo. 2i el pistón sigue acelerando lo mismo hace el frente. 2i el pistón se mantiene a una velocidad constante, el frente tamién se mantiene a una velocidad constante. 2i el pistón desacelera una onda de rarefacción es formada delante del mismo. inalmente esta onda alcanza " deilita el frente de choque.
+.2 ONDAS DE DETONACION /viamente una onda no sostenido se atenuará. 2in emargo, es ien conocido que las ondas de detonación son estales. En este caso el rol del pistón es eDecutado por la reacción que toma lugar en la onda de detonación. 3onsideremos una onda en el plano de detonación el cual ha sido estalecido en un explosivo %figura :.;&. El frente de la onda avanza hacia el explosivo que no ha sido consumido con una velocidad constante * " esto es seguido por la zona de reacción. 2i un oservador se mueve con la velocidad * como del frente, la onda se parecerá a ello como en la figura :.;. El explosivo no detonado flu"e hacia el frente de choque N con una velocidad constante ! M G*. 2u presión, temperatura, densidad " energía interna por unidad de masa son 5 C, 'C, ρC, EC en todos los puntos al lado derecho de N. El frente de la onda es considerado de ser una discontinuidad en comparación a los camios que ocurren detrás de él. 5or lo tanto en N estos valores camian a los valores 5:, ':, ρ:, E:. Estos valores pueden camiar mas tarde de etapa. La velocidad aparente de la masa que va deDando el frente es G%*G!p& donde !p es la velocidad de la partícula %velocidad de masa& en la zona entre N, II N, relativo a las coordenadas fiDadas. 2i consideramos una región de fluDo circundada por un tuo de área de una unidad de sección " dos planos, uno antes del frente de detonación " otro después a la derecha de ello, la masa entrando dee ser igual a la masa saliendo %conservación de masa&. La masa entrando por unidad de tiempo es ρC*dt. La masa saliendo es ρ:%*G!p&dt. 5or lo tanto ρC* M ρ:%*G!p& %;& demás la diferencia en momento deería ser igual al impulso de la fuerza neta. sí= ρC*dt*Gρ:%*G!p&dtM %5CG5:&dt
ó 5C G 5: MρC*!p
%B&
%?&
5C es mu" peque1o comparado a la presión de detonación. 5or lo tanto puede ser ignorado " la ecuación %?& puede ser escrito como= 5:MρC*!p %@& *e la ecuación ; se puede otener= Up
ρ1 = 1 − ρ 2 D
%>&
*e acu erdo a 3ooJ !p- * " ρC-ρ: son funciones variales peque1os de la densidad srcinal. sí= !pMƒ%ρC&*
%A&
*onde=
ƒ%ρC& M 1 −
ρ1 ρ2
%&
5or consiguiente la ecuación %@& puede ser escrito como=
5:M ρCƒ%ρC&*:
%CK&
5ara la ma"oría de los casos %los explosivos tienen una densidad entre K,GC,A g-cc& es suficientemente adecuado asumir que ƒ%ρC&M C-B. IaDo esta aproximación, la presión de detonación está dado por la siguiente ecuación=
5:MρC%*:-B&%CC& demás la presión para un explosivo completamente acoplado %estado de explosión& es la mitad de la presión de detonación. sí= 5eM5:-: %C:& Las ecuaciones %CC& " %C:& son de gran valor práctico. Ellos permiten la estimación de la presión de detonación " explosión cuando son conocidos solamente la velocidad de detonación " la densidad inicial. Es necesario mencionar que la velocidad de detonación puede ser medida adecuadamente en laoratorio. demás de las ecuaciones %;& " %?& las otras ecuaciones son utilizadas en la teoría de la detonación. 8uchos de ellos no están en el área de interés de este tema. Ellos son mencionados posteriormente para que el lector pueda profundizar los temas. La conservación de la energía es expresada mediante la siguiente ecuación=
E: G EC M O %5C5:&%6: G 6C& ..............%C;&
Esto es conocido como la ecuación de )anJineG0ugoniot. !na cuarta ecuación es la ecuación de estado de los productos de la reacción del explosivo. Las anteriores cuatro ecuaciones ásicas no son suficientes para calcular las cinco cantidades desconocidas detrás del frente de detonación %energía, densidad, velocidad de detonación, presión " velocidad de partícula& !na quinta condición es necesaria. Esto es la hipótesis de 3hapmanGPouguet que dice que la velocidad de detonación es igual a la velocidad del sonido en el lugar más la velocidad de la partícula en el estado de detonación. 5or lo tanto= 6/*3P M 3 !p %CB& Las ecuaciones %;&, %?&, %C;&, %CB& " la ecuación de estado de los productos de la detonación son esenciales para el cálculo de los parámetros de la detonación en los cálculos termodinámicos.
/(*2 *E 30/7!E -E2!E)Q/ E( EL 8E*4/ 34)3!L('E R2E2 *E E+5(24S( 5L(/ *E 3058(G P/!R!E' Q/(5)4(345L *E )E334S(
*4)E334S( *E *E'/(34S(
E+5L/246/ 4('3'/ )E('E *E 30/7!E E( EL E+5L/246/
2!IG5)/*!3'/ E2'ILE2 5)4(345L8E('E R2E2
Figura 2.!: "etonación
CAP0TULO 2 PROPIEDADES DE LOS EXPLOSIVOS 2.1 INTRODUCCIÓN Los explosivos son usados en el campo aDo una variedad de condiciones. 3on las técnicas de carguío actual ellos pueden ser omeados o cargados al granel en los taladros, simplificando las operaciones pero, al mismo tiempo, permitiendo que los explosivos sean afectados directamente por el medio amiente de los taladros. El explosivo en estos casos no puede ser asumido de ser #puro$ con características uniformes. Este podría ser afectado por el medio amiente " las condiciones del campo " este efecto podría modificar el performance, sensitividad " espectro de humos. φ1 φ2
φ3 .)E('E *E *E'/(,34S(
* / 6
φ1 φ 2
φ3 *4T8E')/
Figura N° !.1: Frente de detonación a varios di#metros $ %&" vs di#metro.
Es por esto mu" importante conocer los parámetros que afectan el performance de los explosivos " esto tamién es de igual importancia para ser capaz de evaluar el performance en el campo " realizar las decisiones correctas con respecto al uso del" explosivo. losen más importantes parámetros de los explosivos los factores2eguidamente que influencian ellos son discutidos en detalle. Los métodos de medición son delineados " la interpretación de los resultados de las mediciones es presentado.
2.+ VELOCIDAD DE DETONACION Esta es aquella al cual el frente de detonación se mueve a través de una columna explosiva. Esta velocidad varía de :BKK a >?K m-seg., para la
ma"oría de los explosivos comerciales. La onda de detonación empieza en el punto de iniciación de la columna explosiva " viaDa a una velocidad supersónica. La velocidad de detonación se puede incrementar de las formas siguientes= C. umentando el diámetro de carga. :. 4ncremento de densidad %no en exceso&. ;. *isminu"endo el tama1o de las partículas. B. 5rove"endo un uen confinamiento. ?. lta relación de acoplamiento. @. !sando iniciador más grande %aumenta la velocidad de detonación pero no altera la velocidad estale&
2.2 PRESION DE DETONACION La presión de detonación es una medida de la presión de la onda de detonación, es una función de la velocidad de detonación " densidad, se puede determinar por la teoría de la termohidrodinámica o por la fórmula siguiente= 5* M B.CA x CKG> *: 2.R. -%C K.A 2.R.& *onde= 5* M presión de detonación, Jar. 2.R. M gravedad específica. * M 6elocidad de detonación. Los valores otenidos son aproximaciones, deido a que no es posile medir la presión de detonación, porque la altísima presión de choque en el frente de detonación destruiría cualquier dispositivo de medición. Esta presión varía de ? a C?K Uar.
2.3 PRESION DE TALADRO 'amién, es conocido como presión de explosión. Este es la presión eDercida sore las paredes de los taladros, por expansión de los gases de la detonación después de haer completado la reacción química. Es función del confinamiento, cantidad " temperatura de los gases de la detonación. 2e considera que esta presión es ?KF de la presión de detonación, aunque tamién puede variar desde ;KF hasta >KF. Lo cual demuestra que no ha" una relación adecuada.
.)E('E *E *E'/(,34S(
5)/*!3'/2
.)E('E *E *E'/(,34S( 5)/*!3'/2
3/(.4(,84E('/
Figura No. !.1 : 'fecto del confinamiento
2.4 CLASE DE UMOS Esto es una medida de la cantidad de gases tóxicos principalmente 3/ " óxidos de nitrógeno, producidos por la detonación de una mezcla explosiva. !n explosivo dee producir un volumen de gases de :.? pies ;-l como máximo.
g J o litr
A @ B
/ 8 ! 0
:
G:KK
GCKK
K
KK
C
:K K
(/x 3/
Figura N° !.! : 'fectos del (alance de ox)geno en el humo del *N+F& , -/0g+cm!
δ
2.5 ENERGIA DE LOS EXPLOSIVOS Los explosivos son sustancias que rápidamente lieran su energía química como calor para formar productos gaseosos " sólidos en descomposición a altas temperaturas " presiones. El calor " los productos densos de la detonación producen ondas de choque en el medio circundante " en su expansión imparte energía cinética hacia a dicho medio. La energía, o calor, lierado por la reacción química del explosivo éste mismo " sus productos de la reacción son llamados comúnmente #calor de detonación$ " es calculado por la siguiente fórmula= 7 M 0f productos G 0f reactantes *onde ∆0 es calor de formación.
Está claro de acuerdo a los capítulos anteriores que, los factores que afectan el performance podrían afectar los productos de la detonación " por consiguiente la entrega de energía. En el caso donde los datos no están disponiles, valores razonales pueden ser otenidos usando reglas de productos de Derarquía. 'ípicamente se puede asumir que= • 'odo el nitrógeno forma (:. • El aluminio va al l:/; antes que la formación de agua. • 'odo el hidrógeno comustiona con el oxígeno para 0:K. • El oxígeno deDado oxida al 3 para 3/. • El oxígeno deDado oxida 3/ para 3/ :. • El exceso de carono forma sólidos de 3. La energía por unidad de peso es llamado la potencia por peso del explosivo. La energía por unidad de volumen es llamado la potencia por volumen del explosivo. lgunas veces es usual expresar las potencias por peso " por volumen como valores relativos otenidos dividiendo la potencia %por peso o por volumen& a la potencia correspondiente de un explosivo estándar. La industria comercial normalmente usa el (-/ como el explosivo estándar.
2.6 POTENCIA La potencia es el traaDo útil realizado por un explosivo. Está relacionado al contenido de su energía. 2.7 DENSIDAD La densidad de una mezcla explosiva se expresa generalmente en g-cc o '8-m;. En los explosivos granulares la densidad " la energía están correlacionados< la energía aumenta con la densidad, como en el caso de la dinamita. En los explosivos asados en agua, la densidad " la energía no están relacionados, dos emulsiones con la misma densidad pueden variar consideralemente en la entrega de energía. En rocas densas se dee usar explosivos densos porque incide en la velocidad de detonación. 2.8 RESISTENCIA AL AGUA Esta es la capacidad de un explosivo para permanecer en el agua sin perder su sensitividad " eficiencia. *e acuerdo a la resistencia al agua, los explosivos pueden clasificarse de la manera siguiente= 'IL 3L2E 0/)2 C 4ndefinido : ;:G>C ; C@G;C B AGC? ? BG> @ CG;
> menosdeC 2.19 :RISANCE O PODER ROMPEDOR Este es el efecto demoledor que aplica el explosivo sore una roca para iniciar su rompimiento. Esto significa fracturar " es efecto destructivo para fragmentar una roca, es el resultado de la descomposición casi instantánea del explosivo. 2e considera proporcional a su densidad de carga, presión en la zona de reacción " la velocidad de detonación.
2.11 SENSI:ILIDAD ; SENSITIVIDAD 2ensiilidad es la susceptiilidad de un explosivo a ser iniciado. Esta varía de acuerdo a los ingredientes, tama1o de partículas, densidad, diámetro del taladro, agua, etc. La sensitividad es la capacidad de un explosivo a propagar la detonación a través de la columna explosiva< está relacionada al diámetro crítico.
2.1+ CARACTERISTICAS DE SEGURIDAD Los explosivos deen responder adecuadamente a los ensa"os mecánicos, de calor " estímulo eléctrico, en condiciones de procesamiento " uso comunes al medio de traaDo. 2.12 ESTA:ILIDAD DE LA TEMPERATURA La temperatura en el que el explosivo es almacenado puede tener un efecto de perDudicar su performance durante su uso. 2.13 VIDA EN ALMACENA
CAP0 T UL O 3 3.1
EXPLOSIVOS
EXPLOSIVO
3omo se se1aló anteriormente, un explosivo es un compuesto químico o una mezcla de compuestos que sufren una descomposición mu" rápida cuando son iniciados por la energía en forma de calor, impacto, fricción o choque. Esta descomposición produce sustancias más estales, ma"ormente gases, " una gran cantidad de calor. 'amién se denomina explosivo a toda sustancia que por la acción de una causa externa roce, percusión o temperatura se transforma en gases en tiempo revísimo " con una tonalidad térmica elevada " positiva. La rapidez del fenómeno es fundamental, pues gracias a ella no tiene tiempo a disiparse el calor de la reacción, quedando momentánea " progresivamente acumulado en los gases hasta que con un violento estallido la energía desencadenada se transforma en traaDo mecánico.
3.+ CLASIFICACION DE LOS EXPLOSIVOS La clasificación de los explosivos en la industria minera se puede oservar en la siguiente figura. E+5L/246/2 7!V843/2
E+5L/246/2 8E3T(43/2
E+5L/246/2 (!3LE,)E2
,L'/2 E+5L/246/2
I,P/2 E+5L/246/2
2E3!(*,)4/2
5)48,)4/2
E+5L/246/2 .V243/2
5 E )84 2 4 I L E 2
,L'/2 E+5L/246/2
,RE('E2 *E 6/L,*!),
2E3/2
I,2,*/2 E( ,R!,
Figura N° .1 : Clasificación de 'xplosivos
(/5E )84 2 4 I L E 2
3.+.1 E()*os,os m$'="'os 2on materiales inertes, gases liquefactados, etc., que son oligados a vaporizarse repentinamente por la introducción de un material mu" caliente o a gran temperatura< actúan como una explosión física, se usan en minas de carón o en amientes peligrosos< ma"ormente se conoce el 3)*/+ o explosivo de seguridad. 3.+.+ E()*os,os >u?m'os En la voladura industria de minera los explosivos químicos los más utilizados en la rocasnacional de producción, tanto en mineríason suterránea como en minería superficial. 'amién son usados en oras civiles. 5or lo tanto, estudiaremos especialmente este tipo de explosivos. Estos explosivos pueden ser clasificados como altos explosivos " aDos explosivos.
3.+.2 E()*os,os "u'*$%-$s 3onsisten de plutonio, !:;? u otros similares atómicamente activos. l exceder el nivel crítico, la descomposición es mu" rápida " da srcen a una explosión extremadamente destructiva. 3.+.3 E()*os,os @?s'os El efecto explosivo se puede lograr tamién oxidando violentamente materiales orgánicas porosas impregnadas con oxígeno líquido. 2e farican emeiendo oxígeno licuado en aserrín, polvo de aluminio, polvo de carón, corcho finamente molido, etc., l 3on un iniciador se inflama la carga transformándose rápidamente en 3/ : :/;, etc. " produciendo un gran desprendimiento de calor. 5or Jilogramo de mezcla explosiva se lieran : :KK Jcal %3 / :& o ; A@? Jcal %l C,? / :&, mientras que el Jilogramo de nitroglicerina pura solo C @KK Jcal.
3.2 CLASIFICACION SEGN LA VELOCIDAD DE REACCIÓN 2egún la velocidad de la reacción explosiva, se tienen los siguientes tipos de explosivos= • 4niciadores o detonadores, mu" sensiles a las acciones externas. El más
característico es el fulminato de mercurio. *etonan, " el fenómeno se propaga a alta velocidad, aproximadamente a CK KKK m-s. • 8ultiplicadores como la tetralita, la pentrita " el hexógeno. • )ompedores, como son los multiplicadores " el trinitrotolueno %'.(.'., trilita&, el ácido pícrico, la nitroglicerina %(R&, etc. • 5ropulsores %explosivos alísticos o pólvoras& empleados para lanzar pro"ectiles. Los más típicos son la pólvora negra " la pólvora sin humo %nitrocelulosa, fulmicotón&. Estos deflagran. 6ariando del tama1o del grano, la forma " la proporción de otros aditivos, se modifica convenientemente la velocidad de deflagración de las pólvoras. 2e traaDan " moldean como los plásticos.
3.3 INGREDIENTES DE LOS EXPLOSIVOS #UIMICOS Los principales reactantes en un explosivo químico son los comustiles " los oxidantes.
3.3.1 Combustb*$s Los comustiles comunes en los productos comerciales son el petróleo, carón aluminio, '(', nitroglicerina, pólvora, nitrato de monometilamina " el nitrato aminomenoetanol. Los comustile frecuentemente cumplen la función de sensiilizadores. Las esferas de vidrio son algunas veces a1adidos para meDorar la sensiilidad. 3.3.+ O(&%"t$s El oxidante más común es el nitrato de amonio, aunque tamién son usados el nitrato de sodio " el nitrato de calcio. 3.3.2 Ot-os "B-$&$"t$s demás de los comustiles " oxidantes, en la elaoración de los explosivos se utilizan el agua, gomas, espesadores " agentes enlazadores usados en los slurries, gelatinizadores, densificadores, antiácidos, estailizadores, asorentes, etc. En los explosivos moleculares tales como la nitroglicerina, '(', 5E'(, el comustile " el oxidante son cominados en el mismo compuesto. En la figura B.:, secomerciales puede oservar " composición de los principales explosivos desdelalahistoria aparición de la dinamita. 'amién, el nitrato de amonio cada vez es mas usado " alcanza gran importancia como principal ingrediente.
*4(84'
(4')'/ *E 8/(4/ W '('
(-/
E+5L/246/ 2 '45/ REL
E8!L24/(E2
(-/s 5E2*/2
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Figura N° .2: 3istoria $ composición de las mezclas explosivas
3.4 CARACTER0STICAS DE INGREDIENTES ; EXPLOSIVOS DERIVADOS DEL NITRÓGENO
3.4.1 S%*$s Nt-%to &$ %mo"o La fórmula química de este compuesto es (0 B(/;. 2e usa para estallidos, es mu" estale e insensile al calor " a las descargas eléctricas. 5ara estallar necesita de un iniciador. P!*,o-% "$B-% La pólvora negra es una mezcla de U(/ ;<3<2 en proporciones del >?F
3.4.1 Nt-o&-o'%-bu-os T-"t-oto*u$"o T.N.T./ La trilita o trinitrotolueno tiene como fórmula química 3 @0:G30;G%(/:&;. Es un explosivo mu" estale, que no sería posile utilizar como tal sino se dispusiera de un iniciador que desencadenara su energía explosiva. 2e puede detonar eléctricamente, "a que cuando una descarga eléctrica para por una molécula de '.(.'., se rompe la unión de dióxido de nitrógeno, " el oxígeno se comina con el comustile, todo en unos cuantos microsegundos. T-"t-o@$"o* 2u fórmula química es 3 :0@/0%(/:&;. El '.(.5. tamién llamada ácido pícrico es un explosivo que se utiliza como carga aumentadora para hacer explotar algún tipo de explosivos menos sensile como el '.(.'. 3.4.+ Nt-o%m"%s T-"t-o@$"*m$t*"t-%m"% La trinitrofenilmetilnitramina o tetralita tiene C?KF más de poder que el '.(.'. " es más fácil detonarlo. 'amién se le conoce como ).*.+. Es menos sensile que el fulminato de mercurio o que la nitroglicerina 3.4.2
STERESN0TRICOS
Nt-oB*'$-"% 2u fórmula química es 3;0?/;%(/:&;. La nitroglicerina o trinitrato de glicerina es uno de los explosivos más sensiles que existen. 8uchas personas han sido seriamente da1adas e incluso han muerto mientras trataan de hacer este explosivo. Nt-o'$*u*os% 2u fórmula química es 3 @0>/?%(/:&;. Es más estale que la pólvora negra, " produce mucho más volumen de gases calientes. Este tamién se quema más rápido que la pólvora negra cuando está en un espacio cerrado. 'amién se le conoce como nitroalmidón. 3.4.3
Ot-os&$-,%&os
Fu*m"%to &$ m$-'u-o 2u fórmula química es /(3G0gG3(/. Es mu" inestale "a que el mercurio sorecarga la molécula lineal como una viga aDo un peso puntual exagerado. 5or lo tanto, su descomposición es poco exotérmica. 2i inestailidad lo hace mu" sensile " estalla mu" fácilmente por acciones externas. Nt-%mt% Es un explosivo comercial con gran calor de explosión. Está formada por una mezcla de nitrato de amonio " trinitrotolueno una proporción peso de AK " :K respectivamente. 2u potencia es peque1aen comparada con elen trinitrotolueno.
3/85/(E('E2 7!V843/2 7!E /)8( L 8EQ3L E+5L/246
3L/) *E E+5L/24S(
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3/(242'E(34 *EL E+5L/246/
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PERFOMANCE
5)E24S( *E *E'/(34S(
Figura N° .! : 4ar#metros ue influ$en en el perfomance de explosivos secos $ (om(ea(les
C AP 0 T UL O 4 4.1
EXPLOSIVOS :ASADOS EN NITRATO DE AMONIO
INTRODUCCIÓN
Las propiedades explosivas del ( fue usada en CA@> por lfred (oel para reemplazar parte de la nitroglicerina en la dinamita. El uso del ( como un ingrediente típico, fue solo en la faricación de la dinamita< hasta que en C?? 0.I. Lee " ).L. Jre patentaron como un explosivo, a la mezcla del (Ggrado fertilizante " un comustile sólido %carón& como sensiilizador. 5osteriormente el comustile sólido, fue reemplazado por el petróleo, naciendo con ello el (G/ como un agente de voladura. *urante la década del @K el (-/ empezó a reemplazar a la dinamita en los taladros secos deido a su aDo costo, manipuleo seguro " carguío rápido. La energía entregada por el (/, es meDorada con la adición de partículas de aluminio, dando como resultado un nuevo agente de voladura, conocido con el nomre de L(/. !no de los adelantos más significativos sore el (/ ásico, es el desarrollo de las mezclas ANFOEMULSION, conocido tamién como el 0eav" nfo %nfo pesado&. Estas mezclas están siendo usadas en muchas operaciones, oteniéndose meDor performance " fragmentación, que otras mezclas explosivas. En la figura siguiente se puede oservar los parámetros que influencian en el performance de los explosivos secos %an-fo& " omeales %emulsión " an-fo pesado&. (
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Figura N° 5.1: 6anufactura del nitrato de amonio
4.+ NITRATO DE AMONIO El nitrato de amonio es un compuesto químico, que tiene dos usos diferentes, como fertilizante e ingrediente ásico de mezclas explosivas. El nitrato de amonio en la forma químicamente pura, esta compuesto de= G @KF de /xígeno, G ;;F de (itrógeno G >F de 0idrógeno< en peso.
El nitrato de amonio, es producido por la neutralización del ácido nítrico con amonio. La solución resultante es evaporada " convertida en forma de escamas densas o granos tipo prills. Los prills de nitrato de amonio producido se pueden clasificar en dos categorías=
4.+.1 PRILLS GRADO AGR0COLA Los prills son densos " duros. La densidad está generalmente sore K.AA gr.-cc. " como máximo tienen K.;F de agua. Estos prills son esféricos, tiene alto contenido de arcilla " adquiere una coloración de la misma. 4.+.+ PRILLS GRADO VOLADURA 5ara la faricación se utiliza una torre más alta, por que el ( líquido contiene BF de agua " la altura adicional provee un tiempo más largo para que los prills se congelen en la corriente de aire " la ma"or parte de la humedad es extraída de los prills durante una caída controlada deDando así vacíos dentro de los mismos. Estos vacíos incrementan la porosidad, lo cual a su vez meDoran su propiedad para asorer petróleo.
4.2 ANFO l inicio de la década de los ?K, se descurió que al mezclar el petróleo diesel (H :, en una proporción entre ?.?F a @.KF por peso con el (, se producía un agente de voladura práctico " económico. Esta relación óptima provee la meDor performance explosiva " pocos humos tóxicos después de la voladura. Es importante se1alar que no se dee emplear el petroleo (H C, Jerosene " gasolina por que incrementan el peligro de la explosión del vapor deido a su volatilidad " aDo punto de iniciación< tampoco dee utilizarse el petroleo crudo, por que podría contener impurezas volátiles e incluir partículas arenosas que aumentarían la sensitividad.
4.2.1 P$-@o-m%"'$ &$* ANFO El (/, genera una presión de detonación, " una uena presión de taladro que ma"ormente, da como resultado un uen lanzamiento del urden. La lieración de energía disponile del (/ es afectada por= G 'ama1o " distriución de las partículas del (. G 3ontenido de petróleo. Rrado de de confinamiento G *iámetro la columna explosiva. G 2istemas de iniciación. G 0umedad. G Líneas descendentes de cordón detonante. La velocidad de detonación es un indicador de la calidad de la mezcla explosiva. Reneralmente, a ma"or velocidad de detonación, la lieración de la energía disponile es alta. La velocidad de detonación en diferentes diámetros de taladro, se aprecia en la 'ala ?.C.
TA:LA 4.1 V$*o'&%& &$ &$to"%'!" &$* ANFO )%-% ,%-os &=m$t-os &$ t%*%&-o
VOD )$ss$B/ )u*B./ CO$ :O$ ;$ @O$ $ C?$
AKKK CC@KK C:KKK C;KK CB?KK C?KKK
Y 3arguío manual El alance de oxigeno adecuado es cuando la mezcla contiene ?.?F de petróleo " B.?F de ( por peso. 3ualquier desviación del alance de oxígeno en el (/ dará como resultado una pérdida de energía en la voladura. Las mezclas explosivas que contienen menos del ?.?F de petróleo, pierden ma"or energía por la formación de gases nitrosos. En aquellas mezclas que contienen ma"or cantidad de petróleo diesel (o. : existe menor pérdida de gases por la presencia de monóxido de carono. El (-/, genera una presión de detonación, " una uena presión de taladro que, da como resultado en la ma"oría de las veces un uen lanzamiento del urden. La parte negativa del (-/ es su aDa resistencia al agua, por ser mu" higroscópica.
4.3 ANFO ALUMINIZADO El aluminio se agrega al agente de voladura (/, al granel en diferentes proporciones que oscila por lo general entre ?F a CKF en peso, a esta mezcla se denomina (-/ aluminizado. El luminio es un comustile altamente energético, e incrementa la lieración total de energía, la potencia por volumen, la presión " la temperatura de detonación del explosivo, pero< no es apreciale el decremento de la velocidad de detonación. La reacción del aluminio durante la detonación dá como resultado laaluminio. formación de óxidos sólidos " se forman productos no gaseosos conteniendo El volumen total de gas generado por éste explosivo es reducido< por lo tanto la presión de detonación es ma"or. El calor de formación del óxido de aluminio es de C@.:@ 8P-Ug.," resulta que el calor de explosión aumenta a medida en que la temperatura de los gases se incrementa. Esta temperatura mu" alta del gas a"uda a compensar la reducción en el volumen del mismo< por que un volumen dado de gas, puede hacer más traaDo a medida que la temperatura es incrementada.
TA:LA 4.+ Pot$"'%s -$*%t,%s )o- )$so )ot$"'% -$*%t,% )o- ,o*um$" &$* ANFO %*um"H%&o E()*os,o D$"s&%& Pot$"'% -$*%t,% Pot$"'% B''/ )o- )$so RS/ -$*%t,% )oANFOJ199 ,o*um$" R:S/ ANFOJ1K99 (-/ K,A? CKK C,KK l-(-/ ?F l K,AA CC: C,C@ l-(-/ CKF l K,C C:; C,;: l-(-/ C?F l K,B C;B C,BA )Z2 M 5otencia relativa por peso. )I2 M 5otencia relativa por volumen. 4.3.1 C%-%'t$-?st'%s &$* A*um"o= El aluminio grado comustile, dee adecuarse a ciertas especificaciones para reaccionar completamente en el explosivo. Las especificaciones importantes son aquellas de tama1o, pureza " densidad
4.4 EMULSIONES !na emulsión explosiva es del tipo de aceite en agua, es decir es una mezcla de peque1as gotas de agua dispersas en aceite, es decir que es una solución saturada de sales, en el cual el soluto, son los nitratos " el solvente el agua< los comustiles " emulsificantes constitu"en la fase aceitosa. La emulsión explosiva se empezó a producir deido al descurimiento que al atrapar aire en forma de uruDas, dentro de los ingredientes ásicos= (itrato de amonio, agua " comustile que conforman una emulsión de agua en petróleo, hace que ésta sea más sensile " llegue a ser detonale. Las emulsiones constan de dos fases=
F%s$ I"t$-"%. Está compuesta de una solución de sales oxidantes %aguaG nitrato de amonio&, suspendidos como uruDas microscópicamente finos. F%s$ E(t$-"%. Es aquella fase continua de comustile %petróleo&, que rodea a las uruDas de la fase interna. La emulsión así formada es estailizada, para evitar la separación líquida, mediante un agente emulsificador. 5ara el control del volumen se dispersa un
agente a través de toda la matriz ásica de la emulsión " éstos pueden ser uruDas de aire ultrafinos o uruDas artificiales de vidrio, resina, etc. Esto tamién controla la sensiilidad de la emulsión, por lo que puede ser sensile al fulminante común %alto explosivo& o al ooster %agente de voladura&. !na de sus características importantes es su alta densidad " resistencia al agua, por lo que se puede usar en taladros húmedos. 'amién puede ser usado como iniciador de otros explosivos.
TA:LA 4.2 COMPOSICION DE LAS EMULSIONES EXPLOSIVAS OXIDANTES EMULSIFICANTES (itrato de amonio Emulsificantes no iónicos (itrato de sodio Emulsificantes iónicos (itrato de potasio 3oemulsificantes polímeros sensiilizantes (itrato de calcio 8icroesferas 5erclorato de amonio 5erlita 5erclorato de sodio gente espumante químico guaGcomustile 2ensiilizante químico 3era 3atalizadoresdecomposición
4.5 ANFO PESADO Es una mezcla de emulsión al granel " (-/. 3uando se mezcla la emulsión " el (-/, la emulsión ocupa los espacios de aire entre los prills del (-/< ésto resulta en un incremento de la densidad " la energía. 2e puede otener una relación adecuada de estos ingredientes para encontrar requerimientos económicos, resistencia al agua " energía. La energía producida por el (-/ pesado, se puede incrementar con la adición de aluminio a la mezcla en un rango de ?F a C?F. 2us características importantes son ma"or peso que los explosivos tradicionales< su alta resistencia al agua, por lo que se usa en taladros húmedos< " su gran energía.
CAP0 T UL O 5
5.1
DINAMITAS
INTRODUCCIÓN
*esde que en CA@B lfred (oel oservó que el Jieselguhr %material caronáceo, tierra de diatomitas& asoría ; veces su peso en nitroglicerina, fue el inicio de la faricación de la dinamita. Esta hasta la fecha ha tenido una evolución larga, desde las primeras formulaciones de la nitroglicerina pura " arcilla o aserrín, en un número infinito de variantes alrededor de cinco ingredientes= nitroglicerina, nitroglicol, nitrocelulosa, sales oxidantes " comustiles. La primera dinamita elaorada por (oel tenía >?F de nitroglicerina " :?F de Jieselguhr. La nitroglicerina es el principal alto explosivo que actúa como sensiilizador en la dinamita " puede ser usado sola, tiene una gravedad específica de C,@ " una velocidad de detonación alta. Esta es extremadamente sensile al choque, fricción " calor siendo mu" peligrosos su uso. El contenido de la nitroglicerina en la dinamita varía desde ?F hasta KF de la composición, de acuerdo a la velocidad de detonación, la lieración de la energía, " la resistencia al agua, requeridos para su uso. La nitrocelulosa actúa como un agente gelatinizante o espesador " previene la desensiilización de la dinamita por el agua< generalmente, tiene un aDo porcentaDe en la formulación total. Entre los oxidantes más comunes tenemos al nitrato de amonio " el nitrato de sodio. Los comustiles sirven para alancear a los oxidantes, contriu"en a la resistencia al agua, " en el control de la densidad. Entre ellos tenemos= almidones, madera, harinas de nuez, azufre, gomas vegetales, etc. En las dinamitas permisiles se a1ade, usualmente, cloruro de sodio para disminuir la temperatura de la detonación.
Las dinamitas son los productos comerciales más sensiles usados actualmente %exclu"endo a los fulminantes o detonadores&, por lo que la gran ma"oría traaDan en taladros de diámetro peque1os. En el mercado se puede encontrar en forma de cartuchos de diversos tama1os " formas. Los cinco ingredientes mencionados anteriormente " la sal para los permisiles, son variados en su porcentaDe para producir dinamitas con un amplio rango de propiedades.
(4')/RL43E)4(,
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(4')/3EL!L/2,
REL,'4(, ,8/(4,3,L 5E)8424ILE
igura (H @.C= *inamitas " gelatinas
5.+ DINAMITA PURA STRAIGT D;NAMITE/ Es la dinamita srcinal formulada por lfred (oel en CA@B. El contenido de nitroglicerina >?F " :?F de Jieselguhr. Esto fue camiado, posteriormente, porque disminuía la potencia del explosivo, con el aserrín que incrementa la energía de la dinamita.. ctualmente no son tan puras " contienen nitroglicerina, nitrato de sodio, un antiácido, un comustile caronáceo, " algunas veces azufre. El término #straight$ significa que la dinamita no contiene nitrato de sodio. Las pores características en la calidad de humos lo descalifican para su uso industrial e importancia por lo está siendo sustituida por las dinamitas amoniacales deido tamién a su alto costo.
5.2 DINAMITA AMONIACAL En la primera dinamita amoniacal %(oel, CA@>&, el nitrato de amonio fue mezclado con carón ", nitroglicerina. Esto fue un avance porque el nitrato de amonio se descompone completamente, aumenta la energía " suministra oxígeno a la reacción para una meDor característica de los humos. Esta dinamita es similar a la dinamita pura excepto que el nitrato de amonio reemplaza una parte de la nitroglicerina dándole menor densidad " ma"or tolerancia al choque " la fricción. demás, velocidades de detonación de aDa a media tiene una uena acción de lanzamiento deido a la ma"or producción gases. 2u uso es adecuado para terrenos relativamente suaves, en minería suterránea, canteras, etc.< tiene una pore resistencia al agua. 'amién es denominada como dinamita extra. 5.3 :LASTING GELATIN Esta mezcla explosiva es dura " de una textura tipo goma, hecha a1adiendo nitrocelulosa a la nitroglicerina, se adiciona un antiácido para proveer estailidad cuando se almacena a la dinamita " harina de madera para meDorar su sensiilidad. Esta es cara " produce grandes cantidades de gases nocivos. La gelatina para voladura %lasting gelatin& es el explosivo asado en nitroglicerina de ma"or potencia. 5.4 GELATINA PURA La composición de la gelatina pura de lfred (oel fue de CF de nitroglicerina, AF de nitrocelulosa " CF de tiza. 2e denominó CKKF lasting gelatin. 2imilarIásicamente al desarrollo dinamitas a1adieron otros" ingredientes. es de el las lasting gelatinpuras con se nitrato de sodio comustile caronáceo para meDorar el alance de oxígeno " ma"or energía. lgunas veces se a1ade azufre. 2u consistencia gelatinosa nos permite usar en zonas húmedas, en traaDos sísmicos o pozos profundos %industria petrolera&. 5.5 GELATINA AMONIACAL 'amién llamada gelatina especial o gelatina extra, es una gelatina pura en el cual el nitrato de amonio ha reemplazado parte de la nitroglicerina " el nitrato de sodio, para formar un producto plástico cohesivo resistente al agua. Estas tienen densidades " velocidades de detonación altas, dándoles altas presiones de detonación por lo que pueden ser usados como iniciadores %oosters&, " son adecuados para rocas duras.
5.6 DINAMITA SEMIGELATINA !na semi " gelatina es un amoniacales. cruce entre las dinamitas amoniacales de alta densidad las gelatinas Es versátil " puede ser usado en taladros peque1os. Es utilizado en la minería suterránea, donde su consistencia plástica " suavidad es ideal para el carguío de taladros hacia arria. Es menos costoso que la gelatina de igual potencia. 2u potencia promedio es de @?F.
C A P 0 T U L O 6 P R E D I C C I ÓN D E L O S PARMETROS DE DETONACIÓN ; EXPLOSIÓN 6.1
F0SICO#U0MICA DE LOS EXPLOSIVOS
La ma"oría de los ingredientes de los explosivos están compuestos de los elementos oxígeno, nitrógeno, hidrógeno " carono. demás, elementos metálicos tal como el aluminio son utilizados algunas veces. En las mezclas explosivas, la lieración de la energía es optimizada haciendo el alance de oxígeno cero.. El alance de oxígeno se define como el punto en el cual una mezcla tiene suficiente oxígeno para oxidar completamente todos los comustiles, pero no ha" exceso de oxígeno para reaccionar con el nitrógeno en la mezcla para formar óxidos de nitrógeno. 'eóricamente, en el alance de oxígeno cero los productos los productos gaseosos de la detonación son 0 :/, 3/ :, " (:, aunque en realidad peque1as cantidades de (/, 3/, (0 :, 30B, " otros gases son generados. La oxidación parcial del carono a monóxido de carono, el cual resulta de una deficiencia de oxígeno, liera menos energía que la oxidación completa a dióxido de carono. Los óxidos de nitrógeno, los cuales son producidos cuando ha" exceso de oxígeno, son #ladrones de calor$< esto se dice deido a que éstos asoren calor cuando son generados. El nitrógeno lire, siendo un elemento, no asore ni liera calor en la reacción. *eería notarse que los gases resultantes del alance de oxígeno inapropiado no son ineficientes solamente en términos de energía calorífica lierada, son tamién venenosos. unque la oxidación del aluminio genera un producto sólido, en vez de un producto gaseoso, la gran cantidad de calor lierada se a1ade significativamente a la energía del explosivo. El magnesio es aún meDor desde el punto de vista de la lieración de calor, pero es demasiado sensile para usar en explosivos comerciales.
El principio de alance de oxígeno se ilustra meDor por la reacción de las mezclas de nitrato de amonio " petróleo [%(0B(/;&G %30 :&n], comúnmente llamado (-/, estas mezclas son los agentes de voladura más usados. *e las ecuaciones de reacción para el (-/, se puede ver fácilmente las relaciones entre el alance de oxígeno, los productos de la detonación, " la lieración de energía. Las ecuaciones asumen una reacción de detonación ideal, el asume a su vez de la mezcla de ingredientes, tama1o de partículas apropiado, confinamiento adecuado, diámetro de carga e iniciación, " protección del agua. El petróleo generalmente es una mezcla variale de hidrocaruros " no es precisamente 30 :, pero esta identificación simplifica las ecuaciones " es suficientemente adecuado para motivo de eDemplos. En el análisis de estas ecuaciones se dee tener en cuenta que la cantidad de calor producido es una medida de la energía lierada.
P-m$- '%so (= ?,?F /= ?,?F ;(0B(/; 30:
─> >0:/ 3/: ;(: ;K Jcal-Jg
%C&
La ecuación C representa la reacción de una mezcla alanceada en oxígeno conteniendo B,?F de nitrato de amonio " ?.?F de petróleo. (inguno de los gases de la detonación son venenosos " K,; Jcal de energía es lierada por cada gramo de (-/ detonado.
S$Bu"&o '%so (= :,KF /= A,KF :(0B(/; 30:
─> ?0:/ 3/ :(: ACK Jcal-Jg
%:&
En la ecuación :, representando una mezcla de :,K F de nitrato de amonio " A,KF de petróleo, el exceso de petróleo crea una deficiencia en oxígeno. 3omo resultado el carono en el petróleo es oxidado solamente a 3/, un gas venenoso, en vez del 3/: gas relativamente inofensivo. *eido al aDo calor de formación del 3/, solamente K,AC Jcal de calor es lierado por cada gramo de (-/ detonado.
T$-'$- '%so (= @,@F /= ;,BF ?(0B(/; 30:
─> CC0:/ 3/: B(: :(/ @KK Jcal-Jg
%;&
En la ecuación ;, la mezcla de @,@F de nitrato de amonio " ;.BF de petróleo tiene un déficit de comustile que crea una condición de oxígeno en exceso. lgo del nitrógeno del nitrato de amonio se comina con el oxígeno en exceso para formar (/, el cual reacciona con el oxígeno de la atmósfera para formar el (/ : que es extremadamente tóxico. 5or estas razones una deficiencia de oxígeno es preferile " la mezcla común del (-/ para el uso en voladuras de producción dee ser aquella de la condición.
Los efectos del contenido incorrecto de petróleo en los resultados de voladura se aprecian en la tala >.C. 'IL >.C 5érdida de energía en el (-/ por contenido incorrecto de petróleo
Co"&'!" Ialance de oxígeno IaDo contenido de petróleo
lto contenido de petróleo
FO ?,?
P-&&% &$ $"$-B?% / (inguna
?,K B,K ;.K
?,: C:,C :K,K
>,K A,K ,K
C,? :, B,
E@$'to $" *% ,o*%&u-% 8eDores resultados Exceso de oxígeno, gran pérdida de energía, produce gases nitrosos. 0umos anaranDados. /xígeno insuficiente menor pérdida de energía, humos oscuros.
ún cuando la mezcla explosiva llamada (-/ es óptimo para la más alta lieración de energía por costo unitario de los ingredientes, productos con mu" altas energías " densidades son los más deseados frecuentemente. Los aditivos comunes que producen alta energía, los cuales podrían ser usados en agentes detales voladura secos slurries, están eneldos categorías ásicas= explosivos, como el '(', "" metálicos tal como aluminio. Las ecuaciones B " ? ilustran la reacción del '(' " el aluminio como comustilesGsensiilizadores con el nitrato de amonio. Los productos de la reacción, nuevamente, asumen una detonación ideal. (= >A,>F '('= :C,;F :C(0B(/; :3@0:30;%(/:&; ─> B>0:/ CB3/: :B(: CKCK Jcal-Jg %B& (= AC,@F l= CA,BF ;(0B(/; :l
─> @0:/ l:/; ;(: C@:K Jcal-Jg %?&
mas mezcla lieran más energía en peso, que las mezclas de nitrato de amonioGcomustile caronáceo " tienen la ventaDa adicional de tener densidades más altas. Estas ventaDas deen ser ponderadas en contraste al ma"or costo de tales aditivos de alta energía. La energía de los productos aluminizados continuará incrementándose con el ma"or porcentaDe de metal utilizado, aún cuando este exceso de comustiles causa deficiencia de oxígeno.
6.2 PRESIONES DE LOS EXPLOSIVOS La reacción química de un explosivo crea presiones extremadamente altas. Esto es, estas presiones causan que la roca sea fragmentada " desplazada. 5ara ilustrar las presiones generadas en el taladro, tomaremos el proceso de detonación descrito por el *r. )ichard sh de 8issouriG)olla !niversit". La figura >.C, muestra una columna de explosivo o agente de voladura que ha sido iniciado, la detonación ha empezado en el centro de la columna. La reacción principal ocurre entre un frente de choque en el orde inicial " un límite posterior conocido como el plano de 3hapmanGPouguet %3GP&. 5arte de la reacción podría ocurrir detrás del plano 3GP, particularmente si alguno de los ingredientes del explosivo son grandes. La longitud de la zona de reacción, el cual depende de los ingredientes del explosivo, tama1o de la partícula, densidad, " confinamiento, determina el diámetro máximo al cual el explosivo funcionará adecuadamente %diámetro crítico&. Los altos explosivos que tienen zonas de reacción cortas, tienen diámetros críticos más peque1os que los agentes de voladura. )E('E *E 30/7!E
Q/( *E )E334S(
5)/*!3'/2 *E E+5L/24S( 0 : / ,3/ 5!('/ *E 4(434/
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5)/*!3'/2 R2E/2/2 (0 B , (/
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3 G P 5L(/ 5d E+5L/246/ 2L!))W
5e RE('E *E 6/L*!) 2L!))W
5d RE('E *E 6/L*!) 2L!))W
5e E+5L/246/ 2L!))W 5d 5)E24S( *E *E'/(34S( 5e 5)E24S( *E E+5L/24S(
igura (H >.C= 5erfiles de presión creada por la detonación en un taladro con explosivo. Los perfiles de las presiones en la figura >.C %inferior& muestra la fuerza del explosivo aplicada a la roca que está siendo volada. !na comparación general se realiza entre un explosivo " un agente de voladura, aunque se deería entender que cada explosivo o agente de voladura tiene su propio perfil de presión dependiendo de sus ingredientes, tama1o de partícula, densidad " confinamiento. La presión inicial, llamada presión de detonación %5d&, es generada por el movimiento supersónico hacia afuera del frente de choque desde la zona de detonación. La presión de detonación da al explosivo su fuerza rompedora en
la cercanía al taladro. 2i el explosivo reacciona en más lentamente que la velocidad del sonido, lo cual sucede con la pólvora negra, no existe presión de detonación. La presión de detonación es seguida por una presión de llamada presión de explosión o presión de taladro. La presión de taladro es creada por una rápida expansión de los gases calientes dentro del taladro. La presión de detonación de los altos explosivos es varias veces ma"or que de los agentes de voladura, pero las presiones de taladro de los dos tipos de producto son de la misma magnitud generalmente.
6.3 ENERGIA EXPLOSIVA La energía es la característica mas importante de una mezcla explosiva. La energía explosiva está almacenada como energía química, " durante la detonación es lierada " usada en los siguientes= TA:LA 6.+ EVENTO *esmenuzamientodelapareddeltaladro ormacióndefractura%radial"detensión& 3orte Luz3alor " 8ovimientodelamasarocosa 6iración del terreno Rolpe aire de
F F F F F F
'/'L
F CKKF
La energía explosiva es lierada en dos formas diferentes=
%. P-$s!" &$ &$to"%'!".G EDerce una fuerza de fragmentación sore la roca. b. P-$s!" &$ t%*%&-o .G 2e dee a la formación de gases. Es causa principal del desplazamiento de la masa rocosa. 'amién es conocido como la presión de explosión. 6.4 DETERMINACION DE LA ENERGIA La energía explosiva puede ser medida o calculada para determinar su rendimiento termoquímico de la mezcla explosiva. 6.4.1 M$&'!" &$ *% E"$-B?% La medición de la energía de una mezcla explosiva, generalmente, se realiza por comproación a otra de características "a conocidas. 5ara esta medición se usa los métodos siguientes= C. Ensa"o del mortero alístico. :. Ensa"o de 'rauzl en loque de plomo.
;. Ensa"o de risance. B. 3oncepto de potencia por peso. ?. Ensa"o de energía de uruDa aDo el agua. Los cuatro primeros métodos están en desuso a nivel internacional, mientras que en nuestro país aún se sigue utilizando. El método mas usado en el extranDero es el ensa"o de energía de uruDa aDo el agua< éste es el mas recomendale.
6.4.+ C=*'u*o &$ *% E"$-B?% La energía explosiva es calculada usando técnicas asadas en las le"es de la termodinámica, siguiendo estrictamente principio químicos " matemáticos. Es necesario tener presente los siguientes= 6.4.+.1. :%*%"'$ &$ O(?B$"o Los explosivos químicos lieran ma"or cantidad de energía por unidad de peso si ellos están alanceados en oxígeno, produciendo un mínimo de gases tóxicos. 2i un explosivo está compuesto de 3, 0, / " (, " si existe suficiente oxígeno para reaccionar " formar 3/ :, 0:/ " (:, éste está alanceado en oxígeno, es decir= /I M /K G :3/: G 0:/ M K 'amién se puede expresar como= /I M /K :3K G C-: 0K *onde / K, 3K " 0K representan el número de átomosGgramo por unidad por unidad de peso de la mezcla explosiva. La determinación de los atmGgr. de cada elemento servirá para determinar el calor lierado por el explosivo.
6.4.+.+ T$-mo>u?m'% El calor de explosión 7 se puede encontrar de la relación siguiente= # J #) #*onde= 7p M calor de formación de los productos. 7r M calor de formación de los reactantes. Esta ecuación se utiliza asumiendo que todo el calor producido durante la reacción química sirve para elevar la temperatura de los productos de la explosión, entonces se trata de un proceso adiaático. l existir una reacción acompa1ada por una onda de detonación casi siempre es de carácter exotérmico.
6.5 CLCULO DE LA ENERGIA %. I"B-$&$"t$s &$ *% m$H'*% $()*os,% El (-/ tiene como ingredientes al nitrato de amonio %(0 B(/;& " el petróleo diesel (H : %30:&. b. R$%''!" >u?m'% ;%(0B&(/; 30: GGGGG[ >0:/ 3/: ;(: 7; %Ucal-Ug.&
'. :%*%"'$ &$ o(?B$"o O :/ '.1 Po-'$"t%$ &$ *os "B-$&$"t$s ; ( M ; x AK.K? M :BK.C? M B.BAF C / M C x CB.K; M CB.K; M ?.?:F '/'L :?B.CA CKK.KKF Entonces el uso adecuado en el campo deería ser= (= ?K.K Ug /= :. Ug.
'.+ C=*'u*o &$ *os %tmB- &$ '%&% $*$m$"to $" *os "B-$&$"t$s $" 1 QB. &$ m$H'*% $()*os,%
INGREDIENTES N3NO2 C+ %tmB-QB.
RESUMEN PM Oo o Co No AK.K? B.BA ;?.BK>A B>.:CK? G :;.@K?: CB.K; ?.?: G >.A@A ;.;BB G ;?.BK.>A ??.K>B ;.;BB :;.@K?:
'.2 :%*%"'$ &$ o(?B$"o O:/ /I M /o G C-: 0o G :3o /I M ;?.BK>A G C-: %??.K>B& G :%;.;BB& /I M GK.KKK> atmGgr El alance de oxígeno tiende a cero " nos da la seguridad que no hará la formación de gases nitrosos.
&. C%*o- &$ $()*os!" #2/ 5ara el cálculo del calor de explosión utilizaremos la ecuación siguiente= 7; M 7p G 7r
Los calores de formación tanto para los reactantes " productos, se pueden oservar en las talas siguientes=
TA:LA 6.2 CALOR DE EXPLOSION PARA INGREDIENTES ; EXPLOSIVOS NOM:RE Nt-oB*'$-"% D"t-%to B*'o* $t*$"o Nt-o'$*u*os% 11.92 N+ 11.53 N+ 1+.+9 N+ 1+.71 N+ 12.34 N+ 13.1+ N+ T-"t-oto*u$"o +35/ D"t-oto*u$"o Nt-u-o &$ )*omo Fu*m"%to &$ m$-'u-o Pu*)% SG m%&$-%/ Pu*)% X P%-%@"% C$*u*os% Nt-%to &$ %mo"o Nt-%to &$ so&o C%-bo"%to &$ '%*'o P$t-!*$o D$s$*
FORMULA 3;0?%/(/:&; 3:0B%(/;&:
P$so '%*mo* '%*B. Mo*$'u*%::>.K GA:.@@ ;@B.KK C?:.>
[email protected] ;@>.KK
3@0:30;%(/:&; 3>(:30;%(/:&; 5%(;&: 0g%3(/&:
::>.C; CA:.C; :C.;K :AB.@?
(0B(/; (a(/; 3a3/; 30:
AK.K? A?.KC CKK.K CB.K;
C;.KK @.K GCK>.KK GCC:.KK C>K.;C ::>K.KK A>.K CC:.B? :A>.; >.K:
TA:LA 6.3 CALOR DE FORMACION PRODUCTOS DE EXPLOSION/ FORMULA '%*mo* FORMULA '%*mo* + K N G??.K K O G?.C@ N+ CO+ B.K? CN G;C.:K :@.B: C+O :>.>K CO +O B%s/ ?>.AK C+3 GC:.?K N2 CC.KB C+5 :K.:B C>.A C+4O ?B.:B C3 C2O BA.KA C s!*&o/ K A@.@> SO+ G>K.?K C+O2 O+ K N%+O CKK.KK O GCK.K@ C%O C??.KK G:C.@K A*+O2 ;:.KK NO G?:.K
>?B.KK @.KK @@B.KK @K?.KK ??A.KK ?KK.KK ?>.:K ;A.KK G;@B.KK G;@A.KK CK?K.KK CKKK.KK ?KK.KK BBKK.KK CKA.KK C;:;.KK :A>@.KK ?KK.KK
&.1 C%*o- &$ *os -$%'t%"t$s #-/ I"B-$&$"t$ (0B(/; 30: '/'L
B,BA ?,?:
'%*B CKA ?KK
'%*B CK;>,; :>,@K CK@B,
'%*mo* B,K? ?>,AK K,KK
'%*B. ;>K,K; C?C,AK K,KK C@C,A;
&.+ C%*o- &$ *os )-o&u'tos #)/ P-o&u'to mo*B. 3/: ;,;BB 0:K :>,?;> (: :;,@K?: '/'L
)eemplazando en la ecuación para el cálculo de 7;=
#2 J785K73 '%*B. 6.6 FACTOR DE EFICIENCIA DE LOS EXPLOSIVOS Este factor es un índice del grado de aprovechamiento práctico de la energía lierada por una mezcla explosiva, en relación a los parámetros termodinámicos calculados en forma teórica. La eficiencia es posile determinar empíricamente mediante la técnica de la \energía de uruDa\ en las voladuras aDo el agua, " se mide como el porcentaDe de energía aprovechale. 8ediciones efectuadas en los Estados !nidos permiten otener los siguientes rangos de factores de eficiencia para las distintas familias de explosivos.
TA:LA 6.4 MEZCLA EXPLOSIVA EFICIENCIA / Explosivosmoleculares ?GCKK Emulsiones KG? nfos pesados omeales >?GK nfos pesados regulares @?GA? cuageles ??G>K (-/ @KGAK 2(/ ?KG>K 6.6 CALCULO DE LOS PARAMETROS DE DETONACION ; EXPLOSION
!tilizando fórmulas adecuadas se puede calcular los parámetros de detonación " explosión de las mezclas explosivas. 5ara el cálculo de éstos parámetros se requiere del uso de las talas siguientes=
TA:LA 6.5 CAPACIDADES PROMEDIO E IDEAL DEL MOLAR DE CALOR T C%)%'&%& '%*o-?@'% P -om$&o C%)%'&%& '%*o-?@'% &$%* C, C, N+ CO+ +9 N+ CO+ +O 299 B.>B @.K> @.K; ?.;:; .;? @.A@> ?.A: CC.KKA >.A>B 1999 1499 ?.@?; CK.;K: >.?@B >.;B; C:.KKC .CB> +999 ?.KK CK.AAB A.C@A @.@C? C:.?C? CK.K:C @.KA: CC.:; A.@?@ @.>>: C:.A;K CK.?@> +499 @.:C CC.@KK .KB? @.A>B C;.K?@ CK.:@ 2999 @.;:A CC.ABC .;? @.B> C;.:: CC.C@K 2499 3999 @.BC? C:.K; .@CB >.KK: C;.;@A CC.;:C 3499 @.BA@ C:.:KB .A:B >.KBA C;.BBA CC.B;> @.??K C:.;B> CK.KKC >.KA C;.? CC.?;B 4999 4499 @.@K; C:.B>: CK.C?; %>.C:>& %C;.@AC& %CC.@K?& @.@?C C:.?A@ CK.:A@ %>.C?B& %C;.>?:& %CC.@@>& 5999 (a:/MC.? 3a/MC?.: l:/;M:A.K TA:LA 6.6 RELACIONES ENTRE COVOLUMEN ; VOLUMENESPECIFICO D$"s&%& F%'toVo*um$" Co ,/s δ/ &$"s&%& $s)$'?@'o ,o*um$" , α K.>KK K.AKK K.KK C.KKK C.CKK C.:KK C.;KK C.BKK C.?KK C.@KK C.>KK C.AKK C.KK :.KKK :.CKK :.:KK
C.?>> :.K@K :.?:? ;.C:? ;.;B? B.@:; ?.?AK @.?:; >.>CK A.: CK.?K CC.A: C;.BK CB.: C?.:A C>.K
,/ C.B:K C.:?KK C.CCCK C.KKKK K.KC K.A;;> K.>@: K.>CB; K.@@@> K.@:?K K.?AA: K.?@?@ K.?:@; K.?KKK K.B>@: K.B?BK
α/ K.>? K.>?K K.>C? K.@AK K.@BA K.@C> K.?K K.?@C K.?;> K.?C; K.B; K.B>C K.B?K K.B;K K.BC: K.;@
K.@;BK K.?KKK K.;@K K.;:KK K.:@KC K.:C@A K.C>: K.C?;; K.C:> K.CC:K K.K?: K.KAB@ K.K>@; K.K>KK K.K@B: K.K?A?
K.:?K K.;KK K.;?K K.;K K.B;K K.B>K K.?KK K.?;K K.?@K K.?K K.@:K K.@?K K.@>K K.>KK K.>:K K.>BK
En este caso desarrollaremos un caso práctico, deDando para el lector la investigación teórica del caso.
E
3aronato de calcio, :F< Relatinizante %ER*&, ?F< (itrato de amonio, F< 5ulpa, IF. 2iendo la densidad del explosivo C,:? gr.-cc. 2e pide calcular= C. El porcentaDe " I de los ingredientes que intervienen en la dinamita. :. Los parámetros de detonación. ;. Los parámetros de explosión.
So*u'!" 1. C=*'u*o &$* &$ *os "B-$&$"t$s. INGREDIENT P.M. O9 9 C9 N9 N%9 C%9 ES ::>.K B C?.A?: A.AK>K ?.:AB: ?.:AB: C24O8N2 K > N%NO2 A?.KC ? C.>@BB K.?AA: K.?AA : CKK.K : K.?B K.CA K.C C%CO2 A C?;.K ? C.@K> C.;K>: K.@?;@ K.@?;@ C+3O5N+ N3NO2 AK.K? K.;>B> K.B@ K.:BBA C@:.K I K.;KA> K.@C@? K.;@ C519O4 : I I I ;>.?:B ;?.::@ .>K>:
[email protected]>> K.?AA K.C %tmB-B. C @ ? : A 'eniendo en cuenta la ecuación para el Ialance de /xígeno= /I M /K G :3K G C-:0K G C-:(aK G 3aK )eemplazando valores tendremos lo siguiente= C.C:B G K.>;AI M G:.;?C %C& I M BA M BA G I %:& )eemplazando %:& en %C&= M ;A.:?F I M .@?F
%**%"&o O: /I M K.KK: atmGgr-Ug. de explosivo. / I ≈ K. +. C=*'u*o &$ *os )%-=m$t-os &$ D$to"%'!" +.1 C%*o- &$ E()*os!" C%*o- &$ *os R$%'t%"t$s INGREDIENTE NG SN A"t='&o EGD AN Pu*)% TOTAL
'%*B. '%*B. K.BK ;@B.KK CB?.@K K.K? C;:;.KK @@.C? K.K: :A>@.KK ?>.?: K.K? ;@A.KK CA.BK K.;A;? CKA.KK B:C.KA K.K@? CK?K.KK CKC.;: ACK.K>
C%*o- &$ *os P-o&u'tos PRODUCTO CO+ +O N%+O C%O N+ TOTAL
mo*B '%*mo* '%*B. .>K>: B.K? C:.@ C>.@C;; ?>.AK CKCA.K? K.:BC CKK.KK :.BC K.CA C??.KK ;K.> A.K;A> K K CC.;
C%*o- &$ E()*os!" 7; M 7p G 7r 7; M CC.; G ACK.K> 7; M CCAC.;: Jcal +.+ C=*'u*o &$ *os P%-=m$t-os &$ D$to"%'!" 3álculo de la aproximación para 6 : %volumen específico& δC M C.:? gr-cc 6C M C-δC M C-C.:? 6C M K.A cc-gr. 6: M 6C%K.>: K.C%δ: G K.&& 6: M K.A%K.>: K.C%C.:? G K.& 6: M K.@KB cc-gr %. P-m$-% t$-%'!"K T J 3999 3apacidad calorífica molal promedio % Cv & " capacidad calorífica molal ideal %3v&. PRODUCTO +O CO+ N+ N%+O C%O TOTAL
C=*'u*o &$
" mo*B./ C>.@C;; .>K>: A.K;A> K.:BC K.CA ΣnM ;?.;: gases
'%*B. / C, '%*B. / .@CB CC.;:C C:.K; C;.;@A @.BC? >.KK: C.?KK K C?.:KK K Σni Cv M Σn3v M ;A?.B?: ;B@.?; %cal-Ug.HU& %cal-Ug.HU& ΣniM ;?.A?AC Σni Cv M Σn3v M K.;A?B?: gases " K.;B@?; %Ucal-Ug.HU&
V+/s
Cv
sólidos %Ucal-Ug.HU&
6: M K.@KB cc-gr. 4nterpolación en tala del valor de % ∂∝-∂6:&s= K.@:? K.@KB K.?AAC
K.?K % ∂∝-∂6:&s K.@:K
%∂∝-∂6:&s M K.?K %K.K; x K.K:C-K.K;@& %∂∝-∂6:&s M K.@K>K>
C=*'u*o &$* 'o,o*um$" / 6: M K.@KB cc-gr. 4nterpolación en tala del valor para ∝= K.@:? K.@KB K.?AAC
K.?C; ∝ K.B;
∝ M K.?C; G %K.K: x K.K:C-K.K;@& ∝ M K.?KC@
I"&'$ &$ 'om)-$sb*&%& 1/ β1
=∑
β1
=
n * R + ∑ n * Cv ∑ n * Cv
−
∂∝ ∂ * V2
35,3992 * 0,00198 + 0,385432 0,385432
− 0,60707
βC M K.?>BA
C=*'u*o &$ + β: M %6: G ∝&-%6CG6:& β:M %K.@KBGK.?KC@&-%K.AGK.@KB& β: M K.?::B C=*'u*o &$ β )-om$&o β M %βC β:&-: β M K.?BA@ C=*'u*o &$ V+ )%-% *% sBu$"t$ t$-%'!" 6: M %6CY β ∝&-%C β & 6: M %K.A x K.?BA? K.?KC@&-%C K.?BA?& 6: M K.@K>:
C=*'u*o &$ *% T+ t$m)$-%tu-% &$ &$to"%'!"/ T2
=
(Q2
+ T1 * ∑ (ni * Cv)) * β
β * ∑ ( ni * Cv) −
R*
∑ ni
2
'C M temperatura amiente en HU ) M K.KKCA Ucal
T2
(1181,32 + 298 * 0,346539) * 0,5486
=
0,5486 * 0,346539 − 0,5 * 0,00198 * 35,8531
': M B??>,A HU La diferencia entre la temperatura asumida " la calculada al ser realizada manualmente puede tener una diferencia de -G ?KHU. En el caso del eDemplo se tiene la diferencia de ??>,A HU, por lo que se dee continuar la iteración. l continuar con el proceso se determina que la temperatura adecuada es el de 3339.
b. C=*'u*o &$ *% V$*o'&%& &$ D$to"%'!" V.O.D/ V ( ∑ ni * R* T2 * β ) D= 1 V2 − α
1/ 2
': se considera la temperatura asumida ) M A.;C? (m-molHU D
=
0,8 * (35,8531 * 8,315 * 4440 * 0,5691)1 / 2 0,611 − 0,5054
* M @?>?,C@ m-seg.
'. C=*'u*o &$ *% P-$s!" &$ D$to"%'!" P2
ni * R* T2 ) = ∑ (V −α 2
5: M
35,8531 * 0,08207 * 4440 0,604 − 0,5054
5: M C:; @KK,C; atmósferas.
2. C=*'u*o &$ *os P%-=m$t-os &$ E()*os!" δC M δ;< 6C M 6;< 7: M 7; '; M
Q3
∑ ni * Cv
+ T1
*onde= 6C M 6; M K.A cc-gr. 'C M :AHU, :?H3. 5C M C atm. 7: M 7; M CCAC.;> Ucal-Ug.
%. P-m$-% It$-%'!" 'H asumida M BKKKHU *e acuerdo con la temperatura asumida se realiza los cálculos correspondientes para determinar ΣniY Cv , en este caso se determina=
ΣniY Cv M K.;B@?; Ucal-HU
'; M
1181,32 0,346539
+ 298°K
'; M ;>K>.K?HU ∃ ≠ ::.?HU
b. S$Bu"&% It$-%'!" 'H M ;>B:HU ΣniY Cv M K.;B::A Ucal-HU '; M ;>B:.? HU ∃ ≠ K.?
2eguidamente se dee calcular los parámetros de la explosión.
'. C=*'u*o &$ *% P-$s!" &$ E()*os!". 5; M
∑ ni * R* T3 V3
−α
) M A.;C? (m-molHU 6C M 6; M K.A α = 2e calcula con 6 C M K.A< sino se encuentra en la tala >.>, interpolar. 5; M
35,8531 * 0,08207 * 3742 0,8
0,603
−
5; = 55 891,87 atmósferas. 2!2'(34 ulminato mercurio 5ólvoranegra (itratodeamonio (itroglicerina (itrocelulosa (itrotolueno
5 f 6 7 ' Jg-cm: en CK; litros Jcal-Jg H3 Jgm-Jg de B?K C>> ;C? ;?KK :C; :>K :CK ?CAK :>? CKC>K @A? A;K B>K :KK ;BK
;;K ?KK :CKK >@ @BC CC:K >C? C@KK ;B?K A?K CK? :>?K A>? AKK :?KK
Ta(la N° 7.8: 9esumen de explosivos de uso frecuente
6.8 FACTOR DE ENERGIA La preocupación para poder cuantificar el rendimiento del explosivo utilizado hizo que se utilice el factor de carga. En el factor de carga se supone que el peso del explosivo es igual a la energía explosiva< ésto es incorrecto. !n Jg. de dinamita, (-/ o emulsión, tienen rendimientos de energía diferentes. 5odría ser válida cuando el taladro tiene un solo tipo de explosivo, ]3ómo se podría expresar el factor de carga si en un taladro huiera dos o más tipos de mezclas explosivas^. Esta situación Dustifica el uso del 3'/) *E E(E)R4.
3on los explosivos antiguos la energía explosiva aumentaa directamente con la densidad< pero, actualmente se puede encontrar dos tipos de explosivos con la misma densidad pero con diferentes rendimientos de energía< eDemplo, en la emulsiones. Entonces es necesario utilizar el factor de energía, " se expresa de la manera siguiente= actor de Energía= ( EF ) =
Q 3 ( kcal ) cantidad .de.roca
CAP0 T UL O 7
SISTEMAS DE
INICIACIÓN
7.1 INTRODUCCIÓN La iniciación delierada de los explosivos comerciales involucra la iniciación de los explosivos mediante los detonadores " cominaciones de detonadores con primers. 0a" dos sistemas empleados. a. El sistema no eléctrico . El sistema eléctrico mos sistemas con los nuevos desarrollos en el campo de los detonadores %fulminantes& comerciales serán discutidos posteriormente.
7.+ SISTEMAS NO ELECTRICOS 7.+.1 Co-&!" &$ S$Bu-&%& M$'%s &$ S$Bu-&%&/ 7.+.+ Co-&!" &$ IB"'!" 7.+.2 Co-&!" D$to"%"t$ 7.+.3 D$to"%&o-$s Fu*m"%"t$s/
7.+.5 E* Sst$m% No"$* El sistema (onel fue desarrollado inicialmente por (itro (oel I de 2uecia. Esto consiste de una tuo de choque que contiene una capa de material explosivo en la superficie interior. 3uando es iniciado este tuo transmitirá una onda de choque a aDa presión a una velocidad de :KKK m-seg. Esto propagará confialemente esta detonación alrededor de curvas pronunciadas " a través de la enroscadura o nudos en el tuo. *eido a que la detonación es sostenida mediante una peque1a cantidad de material reactivo, el sistema es asolutamente compatile con todos los tipos de explosivos comerciales, inclu"endo las dinamitas más sensitivas. El tuo (/(EL es protegido contra el agua a menos que éste sea cortado. 2i el agua está en el tuo la detonación será apagada. !n sistema completo de accesorios han sido desarrollados con el sistema (/(EL. Esto inclu"e detonadores de milisegundos %82& de periodo largo %L5& " conectores de milisegundos %82&. Los detonadores son unidos a un tuo de choque el cual es sellado en la fárica. !n conector roche es suministrado en cada unidad para una unión fácil del tuo a la línea troncal. %igura (H A.:.A&.
3/(E3'/) C>
'L*)/
'!I/ *E 30/7!E
E'47!E' , (
R !L K / H
* E
LV(E ')/(3L 3/)*S( *E'/(('E
Figura N° 8.2.8 : nión del tu(o a la l)nea troncal
La línea troncal consiste de un cordón detonante o de un tuo (onel. 3onectores especiales 82 han sido desarrollados para proveer intervalos de retardo en milisegundos a lo largo de la línea de propagación. 3onectores especiales %retardo o instantáneos& han sido desarrollados para iniciar las líneas descendentes o líneas troncales hechos de cordón detonante o (/(EL. 3onectores especiales de plástico son proveídos para facilidad de la aplicación. Las conexiones típicas son mostradas en las en las siguientes figuras.
'!I/ *E 30/7!E 3/(!L84(('E 82 / L5
8))E *E 3/(*!334S(
C: 54E2 3/)*S(
(!*/
*E'/(('E 8))E *E 3/(*!334S(
Figura N° 8.! : Conexión de fulminante N&N'; al cordón detonante
LV(E ')/(3L 3/)*S( *E'/(('E
'L*)/
3/(E3'/)
'!I/ *E 30/7!E 3/( !L84(('E 82 / L5 LV(E*E 4(43434S(
Figura N° 8..1 : Conexión de fulminante N&N'; al cordón detonante 3)'!30/ 3EI/
3/LL) *EL 'L*)/
34('*0E246 '!I/ *E 30/7!E
/(*/ *EL 'L*)/
!L84(('E 82 / L5
'!I/ *E 30/7!E
/(*/ *EL 'L*)/
3/LL)*EL 'L*)/ 3)'!30/ 3EI/ E+5L/246/ *434/(L
Figura N° 8..2 : 4rocedimiento para el uso del sistema N&N'; en miner)a su(terr#nea.
L4(E,*E23E(*E('E 3/)*/(*E'/(,('E 3/(E3'/)
L4(E, *E3E(*E('E 3/)*/( *E'/(,('E
(!*/ E( EL E+')E8/ *EL 3/)*/( *E'/(,('E C> B:
> C
IL/7!E 3/(E3'/) '!I/ *E 30/7!E E('),('E
E'47!E',
3/LL,) *EL ',L,*)/
3/(E3'/) '!I/ *E 30/7!E 2,L4E('E2
Figura N° 8.5 : Conexión de detonante. B:
N&N'; a la l)nea descendente de IL/7!E 3/(E3'/)
cordón
'!I/ *E 30/7!E 2,L4E('E2
C>
'!I/ *E 30/7!E E('),('E
A
'!I/ *E 30/7!E 2,L4E('E2 4(3,(*E23E('E >
3/LL,)*EL ',L,*)/
Figura N° 8.< : Conexión de l)nea troncal N&N'; a l)nea descendente N&N';
7.+.4 E* Sst$m% $-'u&$t 0ercudet 4ncorporated desarrolló e introduDo en C>?, un sistema no eléctrico de fulminantes con retardo que utiliza una detonación por gas de aDa energía para activar los detonadores. En este sistema cada fulminante es iniciado individualmente mediante la detonación de un gas que viaDa a través de tuos. *espués que la conexión ha sido hecho los tuos son rellenados con nitrógeno " el sistema es chequeado por aguDeros. ntes del encendido una mezcla de comustile-oxidante es introducida. La mezcla es iniciado mediante una máquina especial " la detonación de aDa potencia que viaDa inicia los fulminantes de la voladura. El sistema, aparte de las ventaDas ovias de seguridad " compatiilidad con los explosivos sensitivos ofrece la ventaDa de permitir al encargado de la voladura desactivar el sistema " retroceder a la etapa inicial, si esto es necesario. La desventaDa del sistema es que no es suficientemente versátil< prolemas " retrasos pueden ocurrir deido a aguDeros " el ingreso de agua al tuo.
7.2 SISTEMA ELECTRICO El término eléctrico se refiere a fulminantes %detonadores& que son activados eléctricamente. 7.2.1 D$to"%&o-$s E*'t-'os !n detonador eléctrico típico es mostrado en la figura A.>. Este consiste de un tuo de metal %aluminio o core& que contiene una peque1a cantidad de de alto explosivo %5E'( o 'etr"l prensado& como la carga ase, una peque1a cantidad de explosivo primario %azida de plomo o fulminato de mercurio como la carga primaria, una carga suelta de composición pirotécnica " dos alamres los cuales son conectados mediante un fino alamre de platino iridio de alta resistencia. lgunas veces la carga suelta es sustituida por un tipo de carga como dispositivo de encendido que circunda el puente de alamre. 3uando la corriente es aplicada al fulminante, los siguientes eventos toman lugar sucesivamente= • La carga suelta %o caeza de encendido& se inicia. • El puente de alamre se rompe. • La carga primaria detona. • La carga ase detona. Esto es siempre la secuencia pero en los tiempos actuales no son precisos " ellos están distriuidos estadísticamente. La figura A.A muestra esta dispersión en los tiempos. 2e puede oservar que en una corriente aDa ha" un traslape entre la iniciación " las curvas de rotura. Esto significa que en una serie grande de detonadores algunos puentes de alamre se rompen antes que cada caeza de fósforo ha sido iniciado. Esto puede ser una causa de los tiros cortados. 4, 3 ( E ! 3 E ) .
4R(434S(
)!5'!)
*E'/(34S( 3/))4E('E IP
3/))4E('E IP , 4 3 (
4R(434S(
)!5'!)
E ! 3 E ) .
*E'/(34S( 3/))4E('E L'
'4E85/
Figura N° 8.8 : 'fectos de la corriente en la secuencia de función de los detonadores
5ara evitar los prolemas deido a la pérdida de corriente las siguientes recomendaciones deerían ser seguidas= • 2eguir las recomendaciones de los faricantes con respecto a la corriente mínima por series de detonadores. 4ncrementar este mínimo si el escape de corriente es sospechado. • (o usar más de ;? fulminantes por serie. La proailidad del solapamiento rotura-iniciación aumenta como el cuadrado del número de fulminantes • (o mezclar fulminantes de diferentes faricantes deido a la diferencia en los tiempos característicos. • (o mezclar fulminantes instantáneos " de retardo. Los fulminantes instantáneos son los primeros en romper el circuito. Los fulminantes eléctricos son de dos clases, fulminantes instantáneos " fulminantes de retardo. Los fulminantes de retardo inclu"en un elemento de retardo %de composición pirotécnica& entre la caeza de encendido " la carga primaria %figura A.&. *os clases de retardos son disponiles< retardos de milisegundos %82& " retardos de periodos largos %L5&. Los retardos de milisegundos tienen un intervalo de tiempo de unos pocos milisegundos entre periodos de retardo sucesivos %:K G :KK ms&. Los retardos de periodos largos tienen intervalos de tiempo más largos %cercano a K,? seg.&. Los detonadores de milisegundos son usados en varias aplicaciones en voladura de ancos, canteras " construcción. Los retardos de periodos largos son usados en aplicaciones de desarrollos suterráneos %túneles, piques& " zanDas. 3,IEQ, *EL E85,L8E
3,)R, I,2E
E+'E(24,L,8I)E S( *E
3,)R, 5)48,)4,
Figura N° 8.7 : "etonador el=ctrico instant#neo
3,)R, 5)48,)4,
3,)R, I,2E
ELE8E('/ *E )E',)*/
3,IEQ, *EL E85,L8E
Figura N° 8.0 : "etonador el=ctrico con retardo
7.2.+ E* C-'uto E*'t-'o El circuito eléctrico de voladura consiste de los detonadores eléctricos, el alamre del circuito " la máquina de voladura. El alamre delalamre circuitodeconsiste un trecho de alamre %alamres detonadores&,el conexiónde %alamre para conectar la máquina de voladura al circuito detonador& " el alamre conductor %extensión de la línea de encendido a los detonadores individuales o las series de detonación&.
7.2.2 Co"@Bu-%'!" &$* C-'uto 'res tipos de circuitos son usados en la voladura= • 2erie< éste es usado para un peque1o número de detonadores. • 5aralelo< éste es usado para algunas aplicaciones suterráneas %es decir piques& • 2erieGparalelo es usado para grandes números de detonadores. 7.2.2.1 C-'uto $" s$-$ sm)*$ !n circuito en serie es mostrado en la figura A.CK. 'odos los fulminantes están enlazados Duntos para provee un solo camino para la corriente. Los dos extremos lires están conectados a la máquina de voladura mediante una línea de encendido. La experiencia ha mostrado que la longitud de una circuito en serie deería ser limitado. (ormalmente no más que ?K fulminantes deerían ser conectados, " donde ha" fuga de corrientes frecuente que el número ma"or deería ser limitado a ;K. En 3anadá la corriente mínima requerida es C,? amperios *3 K :,K amperios 3.
La resistencia de un circuito en serie está dado por la siguiente fórmula= )t M )d )c )f donde )t es la resistencia total %ohmios& )d es la resistencia de los detonadores )c es resistencia del alamre de conexión " )f es la resistencia de la línea de encendido EDemplo 3onsiderar la siguiente situación= (úmero de detonadores= BK Longitud de los alamres del trecho= ; m )esistencia por detonador = C,?? Longitud de la línea de encendido= @KK m )esistencia de la línea de encendido= K,;; ohmios-CKK m Esto es= )c M BK x C,?? M @: ohmios )f M @KK x :x K,;;-CKK M ;,@ ohmios )t M @: ;,@ M @?,@ ohmios 2i una línea de suministro 3 de ::K voltios es usado, luego 4 M 6-) M ::K-@?,@ M ;,;; amperios. Esto excede el mínimo recomendado %:,K amperios&. !E('E *E E(E)RV
*E'/(*/)E2 LV(E *E *425)/ Figura N° 8.1 : "etonador en serie
7.2.2.+ C-'uto $" )%-%*$*o !na configuración típica es mostrada en la figura A.CC. En circuitos en paralelo, un alamre de cada fulminante es conectado en un lado del circuito de voladura " el otro alamre al otro lado del circuito de la voladura. El circuito en paralelo frecuentemente es usado en disparos de túneles " piques, deido a la facilidad de su implementación. Líneas fuertes son usualmente necesarios para iniciar circuitos en paralelo deido a que alto amperaDe requerido " el tiempo el tiempo el cual dee ser sostenido. EDemplo (úmero de detonadores= BK Longitud de los alamres del trecho= ; m )esistencia por detonador = C,?? Longitud de la línea de encendido= @KK m
)esistencia de la línea de encendido= K,;; ohmios-CKK m Longitud del alamre de conducción= @K m )esistencia del alamre de conducción= K,A; ohmios-CKK m Esto es= )c M C,??-BK M K,K; ohmios )f M @KK x :x K,;;-CKK M ;,@ ohmios ) M @K-: x K,A;-CKK M K,:? ohmios )t M K,K; ;,@ K,:? M B,:B ohmios 5ara una línea de suministro 3 de ::K voltios 4 M ::K-B,:? M ?C,>@ amperios. La corriente por detonador es ?C,>@-BK M C,: amperios. Esto está deaDo del mínimo recomendado. /viamente la línea de suministro 3 de BBK voltios deería ser usado para este propósito. La resistencia del detonador en el circuito en paralelo es aDo cuando se compara a la resistencia de la línea de encendido. !na manera para poder incrementar el corriente total " por consiguiente el corriente por detonador es reduciendo la resistencia de la línea de encendido. En un circuito típico en paralelo cada fulminante provee un camino separado para la corriente eléctrica " deido a la resistencia del alamre de conducción que provee una distriución irregular de corriente eléctrica, los fulminantes se encienden progresivamente en una sucesión rápida. En el eDemplo de la figura A.CC los fulminantes superior e inferior no empiezan a reciir corriente mínima hasta que un cierto tiempo ha transcurrido. Luego, como los fulminantes precedentes son iniciados uno después de otro, una oleada de corriente es producida a menos que una resistencia es usada para disipar la energía extra. Esta oleada está produciendo excesivo calor en los detonadores lo cual puede ser causa de = • cronometraDe errático de los detonadores de retardo. • ruptura de la cápsula, o e"ección del tapón de sellado que puede producir cortes o fallas. .!E('E *E E(E)RV,
LV(E, *E *425,)/ ,L,8I)E *E 3/(*!334S( Figura N° 8.11 : "etonador en paralelo
7.2.2.2 C-'uto $" s$-$)%-%*$*o !n circuito típico de serieGparalelo es mostrado en la figura A.C:. Esto es usado cuando un gran número de detonadores es usado. En este circuito los fulminantes están conectados en dos o más series, cada uno de los cuales es conectado en paralelo a los otros. 3ada serie se alanceará con las otras series %cada serie tiene el mismo número de fulminantes&.El circuito serieG paralelo tiene la ventaDa que un gran número de fulminantes pueden ser encendidos con un requerimiento de energía razonale " tamién el circuito completo, tan ien como cualquier serie individual puede ser proado con un galvanómetro. 0a" un número óptimo de series para otener la corriente máxima a través de cada serie. Esto es calculado aplicando la fórmula 2 :. La fórmula 2 : está dado por=
2: M )ted-)fc *onde )ted es la resistencia total de los detonadores eléctricos. )fc es la resistencia de la línea de encendido, alamre de conexión " alamre de conducción " 2 es el número de series. EDemplo (úmero de detonadores= :AK Longitud de los alamres del trecho= ; m )esistencia por detonador= C,?? Longitud deldel alamre de de conducción= C?K; m )esistencia alamre conducción= ohmios-CKK m Longitud de la línea de encendido= BKK m )esistencia de la línea de encendido= K,> ohmios-CKK m ) M O x C?K x ;-CKK M :,:? ohmios El performance de las máquinas para voladura pueden ser afectado por condiciones amientales. 5or lo consiguiente ellos deerían estar almacenados " usados de acuerdo a las recomendaciones de los faricantes, Las líneas de energía o generadores portátiles podrían ser usados satisfactoriamente para iniciar voladuras. .!E('E*E E(E)RV,
LV(E, *E E(3E(*4*/ ,L,8I)E*E 3/(*!334S(
Figura N° 8.12 : "etonador en serie > paralelo
7.2.3 C=*'u*o &$ *% C%)%'&%& &$ D$s'%-B% &$ *% M=>u"% La le" de /hm no puede ser usado con la capacidad de descarga de las máquinas deido al rápido camio en la corriente durante la operación de la máquina. 2in emargo una corriente efectiva puede ser calculada si la capacitancia de la energía almacenada " el voltaDe son conocidos. La corriente efectiva es calculada como la corriente constante que supliría la misma energía para al circuito de la voladura en K,KK? segundos. La energía total disponile en la máquina es=
E M O 36: *onde 3 es la capacitancia %aradios& " 6 es el voltaDe %voltios& La energía entregada al circuito en K,KK? segundos es =
E M EC G e G%K,C-)3& *onde ) es la resistencia total del circuito %externo e interno del condensador& La corriente efectiva es=
I
=
E
0,05 * R
7.3 DESARROLLOS MODERNO Los desarrollos modernos en el campo de los detonadores son los detonadores eléctricos " el detonador con puente semiconductor. Estos desarrollos son el resultado de la necesidad de exactitud " seguridad. Los detonadores de retardo convencionales no pueden alcanzar una exactitud meDor que un milisegundo. El elemento pirotécnico usado tiene su límite deido a la necesidad de una maquinaria exacta, control de la composición química, control del rango de descomposición " los parámetros que lo afectan. 'ípicamente la desviación estándar de los detonares convencionales de uena calidad es de C,?F a :F del tiempo de retardo nominal dependiendo de la longitud del tiempo de retardo " el faricante. 3uando los retardos cortos son usados las discrepancias no son un prolema< sin emargo como el tiempo de retardo aumenta los errores alcanzar a ser significantes. Esto afectará " frecuentemente violará los criterios del dise1o de la voladura. 5or eDemplo la regla de los A ms en las viraciones por voladura fácilmente serán violados cuando se comina retardos largos en el taladro " cortos en la superficie. El detonador electrónicoElha sido el más significativo desarrollo en área(oel de sistemas de iniciación. detonador electrónico fue introducido porel(itro en CAA. Esencialmente un circuito integrado reemplaza al elemento de retardo del detonador convencional. El circuito controla no solamente el tiempo de retardo pero tamién la corriente a la caeza de encendido del detonador, los errores se minimizan deido a que el requerimiento de energía de la ignición de la caeza de encendido. El sistema, acoplado con una máquina de encendido especializada, meDora la seguridad del manipuleo, porque solamente se1ales codificados pueden activar el detonador.
!n desarrollo común que realza la exactitud del sistema anterior es el detonador con puente semiconductor %23I& el cual fue srcinado en los AK " fue licenciado para propósitos comerciales en C:. El sistema usó una máquina de encendido similar a la máquina de voladura secuencial " conexiones eléctricas típicas. El sistema 23I reemplaza a la caeza de encendido pirotécnico con una caeza de encendido electrónico resultando en una exactitud del tiempo de encendido entre CK " CKK microsegundos. El chip 23I está compuesto de polisilicona el cual define el puente. 3uando la pulsación eléctrica es aplicada, una plasma caliente resulta, causando una rápida ignición de la pólvora explosiva presionada contra el puente, eliminado las inexactitudes causadas por los rangos lentos " corrientes dependientes de la transferencia de calor en el caso de los puentes convencionales. Esta tecnología tiene el potencial de eliminar los explosivos primarios de los detonadores, resultando en una sensitividad a impacto reducida e incrementa la seguridad.
PARTE II
VOLADURA DE ROCAS
I. PERFORACION DE ROCAS 1.1 DEFINICION La perforación de las rocas en el campo de la voladura es la primera operación unitaria que se realiza en la actividad minera< tiene como propósito arir unos huecos %taladros&, en una distriución geométrica adecuada en los macizos rocosos para su posterior arranque, aquí se aloDará el explosivo " los accesorios de los sistemas de iniciación a usar. 1.+ SISTEMAS DE PENETRACION Los sistemas de penetración en la roca que han sido desarrollados hasta la actualidad son los siguientes= i. 8ecánicos= 5ercusión, rotación " roto percusión. ii. 'érmicos= 2oplete o lanza térmica, plasma, fluidos calientes " congelación. iii. 0idráulicos= 3horro de agua, erosión " cavitación. iv. 7uímicos= 8icro voladura " disolución. v. Eléctricos= rco eléctrico e inducción magnética. vi. 2ísmico= )a"o láser. vii. (ucleares= usión " fisión En la actividad minera la más utilizada es la de energía mecánica, en donde los componentes principales de un sistema de perforación de este tipo son= la perforadora que es la fuente de la energía mecánica< el varillaDe que es el medio de transmisión de dicha la energía mecánica< la roca que es el realiza elemento que eDerce sore la roca energía " el fluido de arrido que la útil limpieza " evacuación de los detritos producidos.
1.2 TIPOS DE PERFORACION 1.2.1 P$-@o-%'!" M%"u%* 2e eDecuta con equipos ligeros maneDados a mano por los perforistas. 2e utiliza en laores de dimensiones menores que no permiten el uso de máquinas perforadoras pesadas. 1.2.+ P$-@o-%'!" M$'%"H%&% Los equipos de perforación van montados sore estructuras, con los que el operador puede controlar todos los parámetros de la perforación desde posiciones cómodas. Las estructuras o chasis pueden ir montadas sore neumáticos u orugas " pueden ser automotrices o remolcales. 1.3 PERFORACION POR TIPOS DE TRA:A
u$o Es el meDor método para la voladura de rocas, "a que se dispone de un frente lire para la pro"ección del material " permite una sistematización de las operaciones. 2e utiliza en traaDos a cielo aierto " suterráneo con taladros verticales " horizontales.
1.3.+ P$-@o-%'!" &$ A,%"'$ &$ G%*$-?%s T"$*$s 2e requiere arir un hueco inicial o corte hacia el cual salen el resto de roca fragmentada por los demás taladros con carga explosiva. La perforación de los taladros se realiza manualmente, pero la tendencia es la mecanización total con el empleo de máquinas perforadoras Dumo de uno o varios razos, en particular en la minería sin rieles. 1.3.2 P$-@o-%'!" &$ P-o&u''!" Este concepto es utilizado en los traaDos de explotación de minas, principalmente en la explotación suterránea, " se realiza en las laores de extracción del mineral. 1.3.3 P$-@o-%'!" &$ Cm$"$%s unque existe una tendencia hacia la utilización del método raise oring, aún en la actualidad se utiliza la perforación de chimeneas con máquinas manuales " otros con el método de taladros largos " otros sistemas especiales tales como el método limaJ. 1.3.4 P$-@o-%'!" )%-% Sost$"m$"to &$ Ro'%s En muchas oras suterráneas " algunas a cielo aierto es necesario realizar el sostenimiento de las rocas, para lo cual la perforación de la roca es la fase inicial para este tipo de traaDos. 1.4 PROPIEDADES DE LAS ROCAS #UE AFECTAN LA PERFORACION Entre las principales propiedades de las rocas que afectan en los mecanismos de penetración " en la selección de métod o de penetración se tiene a los siguientes= *ureza, resistencia, elasticidad, plasticidad, arasividad, textura, estructuras " características de rotura.
1.4.1 Du-$H% La dureza de una roca es la resistencia de una capa superficial a la penetración en ella de otro cuerpo más duro. Esta depende de la composición de los granos minerales constitu"entes, de la porosidad, del grado de humedad, etc. Las rocas se clasifican en cuanto a su dureza de acuerdo a la escala de 8ohs, existiendo una cierta correlación entre la dureza " su resistencia. a la compresión. T%b*% 1.1 3L244334/( 8u" dura *ura 8ediodura 8edialanda Ilanda 8u"landa
*!)EQ 8/02 > >G@ B,?G@ ;_B,? ;G: :CG
)E242'E(34%85a& L 3/85)E24/( :KK C:K G:KK @KGC:K ;KG@K CK ;K G GCK
1.4.+ R$sst$"'% La resistencia mecánica de una roca es la propiedad de oponerse a su destrucción aDo una carga exterior, estática o dinámica. Esencialmente la resistencia de una roca depende de su composición mineralógica, a ma"or contenido de cuarzo mas resistencia, por tener una resistencia ma"or a ?KK 85a, " en su defecto menor resistencia< además depende del tama1o de sus cristales disminu"endo con el ma"or tama1o de los mismos< ésto es significativo cuando el tama1o de los cristales es menor a K,? mm.
1.4.2 E*%st'&%& Las propiedades elásticas de las roca se caracterizan por el módulo de elasticidad de Woung %E& " el coeficiente de 5oisson %v&. Estas características a su vez dependen fundamentalmente de la composición mineralógica, porosidad, tipo de deformación " magnitud de la carga aplicada. 2egún el carácter de deformación en función a las tensiones estáticas se consideran los siguientes grupos= • ElastoGfrágiles, que siguen la le" de 0ooJe. • 5lásticoGfrágiles, a cu"a destrucción precede la deformación plástica. • ltamente plásticas o porosas, cu"a deformación elástica es insignificante.
1.4.3 P*%st'&%& En algunas rocas a la destrucción le precede la deformación plástica. Esto se inicia cuando las tensiones en plástico la roca superan el límitese dedesarrolla elasticidad. el caso de un cuerpo idealmente tal deformación conEnuna tensión invariale. En el caso de las rocas reales se deforman consolidándose al mismo tiempo< para el aumento de la deformación plástica es necesario el incremento del esfuerzo. La plasticidad depende de la composición mineral de las rocas " disminu"e con el aumento del contenido del cuarzo, feldespato " otros minerales. Las arcillas húmedas " algunas rocas homogéneas poseen altas propiedades plásticas.
1.4.4 Ab-%s,&%& La arasividad es la capacidad de las rocas para desgastar la superficie de contacto de otro cuerpo más duro, en el proceso de rozamiento durante movimiento. Los factores que incrementan la capacidad arasiva de las rocas son= i. La dureza de los granos constitu"entes. Las que contienen granos de cuarzo son más arasivos. ii. La forma de los granos. Los angulosos son los más arasivos. iii. El tama1o de los granos. iv. La porosidad. 5orque da lugar a superficies de contacto rugosas. v. La heterogeneidad, es decir cuando son rocas poliminerales. 5ara evaluar la arasividad de una roca existen los siguientes métodos= i. 4ndice de arasividad mineral )osi`al. ii. 4ndice de desgaste %&.
iii. 4ndice de arasividad 3erchar %34&. iv. 4ndice de vida de los cortadores %3L4&. v. 4ndice de molienda 0ardgrove.
1.4.5 T$(tu-% La textura de una roca se refiere a la estructura de sus granos constitu"entes. 2e manifiesta a través del tama1o de los granos, la forma, la porosidad, etc. La perforación es más difícil cuando el grano es de forma lenticular que redondo. 'amién influ"e el material de la matriz %de la roca& que une los granos de mineral. Las rocas porosas son más fáciles de perforar por su aDa densidad.
1.4.6 Est-u'tu-% Las propiedades estructurales de los macizos rocosos, tales como la esquistosidad, los planos de estratificación, Duntas, diaclasas " fallas así como el rumo " el uzamiento de éstas afectan a la perpendicularidad, linealidad o la dirección requerida de los taladros, a los rendimientos de perforación " a la estailidad de la pared de los taladros
II. PROPIEDADES DEL MACIZO ROCOSO #UE INFLUENCIAN EN LOS RESULTADOS DE LA VOLADURA DE ROCAS +.1 INTRODUCCION Las propiedades macizo rocoso son mu" importantes en las operaciones de perforación " voladura, por ser el medio en el que actuará los explosivos. Existen diferencias significativas aún entre rocas de la misma zona en una determinada mina por lo que necesario cuantificar algunas de sus propiedades. 5or lo que en esta parte, se estudiará las principales propiedades del macizo rocoso. +.+ EL MACIZO ROCOSO Las propiedades de las rocas constitu"en el principal ostáculo en el camino hacia una voladura óptima. Los materiales poseen ciertas características que son función de su srcen " de los procesos geológicos posteriores que actuaron sore ellos. El conDunto de estos fenómenos conduce a un determinado entorno, a una litología en particular con unas heterogeneidades deido a los agregados minerales policristalinos " a las discontinuidades de la masa rocosa %poros " fisuras&, " a una estructura geológica con un gran número de discontinuidades %planos de estratificación, fracturas, diaclasas, En la figura se estalece la interdependencia que existe entre lasetc.&. propiedades de las:.C, rocas, las variales controlales " algunas de las operaciones ásicas del ciclo minero. 5ara seleccionar la mezcla explosiva que meDor se adecue a las propiedades del macizo rocoso es necesario definir las mismas desde el punto de vista físico " geológico. Las siguientes propiedades físicas " mecánicas influencian en la reacción del macizo rocoso a la energía producida por la detonación de un explosivo= C. *ensidad. :. )esistencia a la compresión " tracción. ;. 8ódulo de Woung. B. )elación de 5oisson. ?. 8ódulo de IulJ o compresiilidad. @. 6elocidad de la onda longitudinal. >. 5orosidad. A. ricción interna.
III. TEORIA DE VOLADURA 2.1 INTRODUCCION La teoría de la voladura es quizás uno de los más interesantes, que provoca pensamientos, retos, " áreas controversiales en nuestra industria. Esto aarca muchas áreas en la ciencia de la química, física, termodinámica, interacciones de la onda de choque, " la mecánica de rocas. En términos generales, el fracturamiento de la roca mediante explosivos involucra la acción de un explosivo " la respuesta de masa rocosa circundante dentro del dominio de la energía, tiempo " masa. pesar de la gran cantidad de investigaciones realizadas, no solamente una sola teoría ha sido aceptada de explicar adecuadamente el mecanismo de fracturamiento en todas las condiciones de voladura " tipos de material. *ando amientes específicos para los ensa"os, condiciones " suposiciones, los investigadores han contriuido información útil " deducciones como parámetros en las teorías de voladura. Las teorías de voladura han sido formuladas " asadas son de de puraensa"o especulación, de experiencia en " voladura con procedimientos " error, a1os prueas de laoratorio, modelos matemáticos " físicos adaptados de otras disciplinas de la ciencia. Los mecanismos de fracturamiento principales han sido asados en= Energía de la onda de esfuerzo de compresión " tensión. )eflexiones de la onda de choque en una cara lire. 5resurización del gas en la masa rocosa circundante. )otura por flexión. /ndas de corte. Lieración de carga. (ucleación de las grietas en fallas " discontinuidades. 3olisiones en vuelo. *eido a la existencia de muchas escuelas respecto a la teoría de la voladura, se dee estar preparado para investigar no solamente las teorías sino tamién todas las variales campo que ingresan %input& que son inherentes en cualquier dise1o de la voladura, para que la teoría tenga un significado práctico. *ando la naturaleza diversa de las condiciones de campo encontradas " el número arumador de las variales del dise1o de voladura a elegir, los resultados de la voladura no siempre podrían ser fácilmente predeciles tal como se muestra en la figura >.C. *onde una teoría es satisfactoria en un medio amiente o una aplicación específica, podría ser no predecile en otra.
FBu-% 2.1
2.+ EVENTOS EN EL TIEMPO DEL PROCESO DE FRAGMENTACION 0a" ásicamente cuatro etapas, en el que el fracturamiento " desplazamiento del material ocurre durante " después de la detonación completa de una carga confinada. Las etapas de tiempo son definidos como sigue= 'C _ *etonación. ': la onda de choque o esfuerzo. '; __ 5ropagación Expansión deldegas aDo presión. 'B _ 8ovimiento de la masa. unque estas etapas son tratados como eventos discretos, se dee de enfatizar que en disparo de un taladro típico, una fase del evento puede ocurrir simultáneamente con otros en intervalos de tiempo específicos.
2.+.1 T1 D$to"%'!"
La detonación es la fase inicial del proceso de fragmentación. Los ingredientes de los explosivos %comustiles, oxidantes " otros& son convertidos inmediatamente en gases a presión " temperatura altas. Las presiones detrás del frente de detonación están en el orden de a :>? Jar " las temperaturas entre C@KK " ;KKH3. % C Uar M CB.? 524&.
T%b*% 2.1. P-$so"$s &$ &$to"%'!" )%-% $()*os,os s$*$''o"%&os Explosivo *ensidad 6/* 5resión de 5resión %pies-seg& %g-cc& detonación %JarY& %psi& (/ K,AC C: KKK :> ;C @KK Emulsión0.E. C,C CKKK CKK CB?K BKK *inamita gelatina amoniacal C,BK :KKKK C;K CAA? ?KK 3omposiciónI C,@K :@KKK :?C ;@BK ?KK 2.+.+ T+ P-o)%B%'!" &$ *% O"&% &$ Co>u$ o Es@u$-Ho 4nmediatamente después de la detonación o en forma simultánea con ésta, ocurre la propagación de las ondas de choque o de tensión a través de la masa rocosa. Estas ondas resultan del efecto del impacto de los gases en rápida expansión sore las paredes de los taladros. 2i la carga de explosivos es larga, con una relación longitud-diámetro superior a @-C, entonces la alteración de la masa rocosa tomará la forma de un cilindro en expansión, ver figura ;.:. Esto asume que la velocidad de detonación es ma"or que la velocidad de la onda elástica en de el la fondo, roca. 2in emargo, en el disparo de un las taladro cilíndrico típico, iniciado como en la voladura de ancos, ondas de compresión srcinalmente formados cerca al punto de iniciación están "a en desarrollo " propagación en el medio circundante, mientras que la detonación está aún avanzando dentro de la columna explosiva. 5or lo tanto, la propagación del frente de la onda no sigue un comportamiento esférico " cilíndrico, sino más ien igual al mostrado en la figura ;.;.
2.+.2 T2 P-$s!" *os G%s$s *urante después de la propagación del frente de laun onda de compresión, los gases a "altas presiones " temperaturas imparten campo de esfuerzos alrededor del taladro que pueda expandir al original extienden las grietas radiales, " avanzan a través de cualquier discontinuidad. *urante esta fase existe alguna controversia sore el mecanismo de fragmentación. lgunos creen que la red de fracturas en toda la masa rocosa es completada, mientras que otros opinan que el ma"or proceso de fragmentación recién se está iniciando. En cualquier caso, son estos gases que se pro"ectan a través de las discontinuidades, Dunto con el impulso impartido a la roca por la detonación misma, los responsales del desplazamiento del material fragmentado. El periodo de confinamiento de los gases dentro de la masa rocosa varía significativamente dependiendo de la cantidad " tipo de explosivo, tipo de material " estructura, red de fracturas, cantidad " tipo de taco, " el urden. 8ediante la técnica de fotografía de alta velocidad en voladuras de anco reales, han mostrado que los periodos de confinamiento del gas antes del impulso inicial del movimiento pueden variar desde unos pocos milisegundos hasta decenas de milisegundos. Reneralmente, pero no siempre, los tiempos de confinamiento pueden ser disminuidos empleando explosivos de alta energía, disminu"endo el urden, o una cominación de amos. Es evidente que solamente aquellas cargas de urden adecuado " ien confinados pueden entregar su potencial completo para el fracturamiento por la extensión de lo gases " movimiento de la masa rocosa. igura ;.B.
2.+.3. T3 Mo,m$"to &$ *% M%s% Esta es la última etapa en el proceso de fragmentación. La ma"or parte de ésta "a ha sido completada a través de las ondas de esfuerzo de compresi ón " de tracción, presurización de los gases, o una cominación de amos. 2in emargo, un cierto grado de fragmentación adicional ocurre por las colisiones en el vuelo de los fragmentos de roca " tamién cuando el material impacta al terreno.
2.2 COM:INACION DE LOS EVENTOS DEL PROCESO DE FRAGMENTACION 0asta este punto, los eventos de de 'C 'Bmedio han sido o menos como eventos independientes. 2intiempo emargo, enaun de mas voladura real, más de uno de los eventos pueden ocurrir en el mismo tiempo %igura ;.?&.
2.3 RADIO DE ROTURA El grado del da1o " el fracturamiento alrededor de un taladro puede ser caracterizado mediante cuatro zonas, como se ilustra en la figura ;.@. En la zona desmenuzada inmediatamente alrededor del taladro, las presiones inducidas por el explosivo " los esfuerzos exceden la resistencia a la compresión dinámica de la roca por factores que varían de BK a BKK. Estas presiones altas actúan contra las paredes del taladro desmenuzarán, pulverizarán, " harán a1icos la masa rocosa circundante, causando un da1o intenso. Esta zona tamién está referida como la zona hidrodinámica en el cual la rigidez elástica de la roca llega a ser insignificante. 5róximo a la zona des menuzada está una regió n definida por una zona fracturada severamente referida como la zona no lineal. quí el fracturamiento puede variar desde un desmenuzamiento severo, a través de fracturamiento parcial, hasta deformación plástica. La extensión de las fracturas puede ocurrir desde fracturas previamente formadas por el componente tangencial %esfuerzo tangencial& de la onda de choque, de la infiltración de los gases a presión, " en lugares con fallas.
En las zonas ; " B %zonas elásticas&, callamientos por tensión " extensiones de las grietas ocurren en un modo menos intenso, porque la amplitud de la onda de esfuerzos han sido atenuados significativamente. Iuena parte de la energía srcinal, de la detonación ha sido consumida en la forma de calor, fricción " fracturamiento en las zonas C " :. La amplitud pico del esfuerzo de compresión es ahora mucho más peque1o que la resistencia a la compresión de la roca, de modo que no se formarán nuevas fracturas con este tipo de onda. 2in emargo, el componente del esfuerzo tangencial de la onda está sustancialmente más grande que la resistencia a la tensión de la roca. *eido a que la resis tencia a la tensi ón de la roca es cer ca de C-C? a C-CK de la resistencia a la compresión, el esfuerzo tangencial de la onda es suficientemente grande para causar fracturas radiales. Estas nuevas fracturas son formadas desde las extensiones de las fracturas en la zona no lineal %zona :& o desde las fracturas iniciadas de micro fracturas " fallas inherentes en una masa rocosa típica. !na vez que el esfuerzo tangencial ha sido atenuado deaDo de la resistencia a la tensión crítica de la roca, no ocurre fracturamiento mas allá de este punto, como se ilustra en la zona ? %figura ;.@&. !na vez que la onda o disturancia pasa dentro " a través de esta zona, las partículas individuales del medio oscilarán " virarán cerca de sus posiciones de reposo en los límites elásticos de las rocas de modo que no resulten da1os permanentes. Es esta región donde las ondas sísmicas son llevadas a distancias considerales " son responsales de las viraciones del terreno.
La tala ;.: da una idea del grado del da1o máximo encontrado alrededor de las zonas desmenuzadas " fracturadas en términos de radio de carga para un número de condiciones. Los resultados están asados en los traaDos de muchos investigadores, realizados en un número de materiales diferentes con explosivos varios. 5ara un explosivo dado. El radio de rotura es grande en rocas suaves que en rocas duras. *ada la misma roca, el radio de rotura es más grande para explosivos de ma"or potencia que para aquellos de menor potencia. sí el grado de rotura radial es influenciado por el explosivo, las propiedades del material, " la estructura.
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2.4 TEORIAS DE VOLADURA En tala ;.; es una lista de algunos de los más comunes pensamientos acerca de los mecanismos de fracturamiento " los investigadores responsales para su introducción. Esta lista no es completa, pero nos ilustra como ciertos pensamientos sore las teorías de la voladura empezaron con la simple teoría de la reflexión después de la 2egunda Ruerra 8undial " se desarrolló hasta la teoría más compleDa de nucleación u ondas de esfuerzo en fallas.
TA:LA E30 2.2 CBG?K C?@ C?> C?A C@;
4(6E2'4R*/)E2
/ert &* uvall 0ino *uvall & tchison )inehart Langefors & Uihilström C@@ 2tarfield C>K 5orter & airhurst C>K 5ersson et al C>C Uutter & airhurst C>C ield & LadergardG 5ederson C>: Pohanson & 5ederson C>: Lang & avreau C>; sh C>B 0agen & Pust C>A al IarJer et CA; Zinzer al et CA; 8argolin & dams et al CA; 0ugo 8c
8E3(428/2 *E )R8E('34/( /ndas de /ndas de 5resión )otura (ucleación de tensión esfuerzo de de por esfuerzos-falla refleDadas compresión gases flexión s C%∗& C C C : C C :
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C C C C C
*eido a que cada teoría tiene fortalezas " deilidades inherentes, los conceptos principales de cada teoría son explicados con una reve descripción. Las principales teorías son= C. 'eoría de la reflexión %ondas de esfuerzo refleDadas&. :. 'eoría de la expansión de los gases. ;. )otura por flexión. B. /ndas de esfuerzo " teoría de la expansión de los gases. ?. 'eoría de las ondas de esfuerzo, expansión de gases ondas de esfuerzo en fallas. @. 'eoría de la nucleación u ondas de esfuerzo en fallas. >. 'eoría del torque. A. 'eoría del cráter. . 8ecanismos del cráter.
2.4.1 T$o-?% &$ *% R$@*$(!" !no de los primeros intentos en explicar analíticamente como se rompe la roca cuando una carga explosiva concentrada es detonada en un taladro cercano a una superficie lire fue la teoría de la reflexión. El concepto fue simple, directo " asado estrictamente en el hecho ien conocido de que la roca es siempre menos resistente a la tensión que a la compresión. !n pulso de esfuerzo
compresivo es generado por la detonación de una carga explosiva, que se mueve a través de la roca en todas las direcciones con una amplitud que decae " solamente se refleDa en una superficie lire %cara lire&. En la superficie lire, el pulso de esfuerzo compresivo es convertido en un pulso de esfuerzo de tensión que retorna a su punto de srcen progresivamente %ver la figura ;.>&. *eido a que la roca es más déil en tensión, es separado fácilmente por el pulso de esfuerzo de tensión " los da1os aparecen en la cara en forma de descostre. La alta presión, que expande los gases no son directamente los responsales de la ocurrencia de un ma"or grado de fracturamiento
FB.2.6 T$o-?% &$ *% -$@*$(!" F-%'tu-% )o- t$"s!" )o- *% -$@*$(!" &$ u"% )u*s%'!" &$ $s@u$-Ho 'om)-$s,o $" u"% su)$-@'$ *b-$. tK G *etonación, generación de gases a alta temperaturas " altas presiones. tC G Las paredes del taladro son aplastados " levemente fracturados deido a la alta presión de los gases, " el taladro se amplía. t : G tB _ 5ulsación de esfuerzo compresivo se propaga hacia fuera en todas las direcciones. t? G 5arte del pulso de esfuerzo compresivo choca en la superficie lire. t ? G t@ G 5arte del pulso continúa viaDando hacia fuera " parte de ella se refleDa en la superficie lire como un pulso de esfuerzo de tensión. G !n loque de roca comienza a separarse de la cara lire " se mueve hac ia delante. t> G /trosdepulsos de esfuerzo compresivo llegan a la cara formada " repiten el proceso rompimiento. En seguida una explicación más detallada= La detonación de una carga explosiva en la roca genera una gran cantidad de temperatura alta " gas a alta presión en un periodo corto, normalmente esto ocurre en una fracción de microsegundos para las cargas cilíndricas peque1as " en algunos milisegundos para las cargas cilíndricas extensas encontrados en una explosión normal del anco. Esta presión de gas actúa contra la pared del taladro generando un
pulso de esfuerzo compresivo de alta amplitud que va fragmentar "-o fracturar la roca cercana al taladro. Esta pulso compresivo alto viaDa radialmente hacia fuera en todas las direcciones del punto de disparo a velocidades iguales o ma"ores que la velocidad del sonido en el medio< deido a la divergencia de la onda " a la asorción de la energía por la roca, la amplitud del pulso decrece mu" rápidamente, por la tanto la extensión de la zona fragmentada inmediatamente a la perforación es relativamente peque1o. 3uando un esfuerzo compresivo longitudinal golpea en una superficie lire, dos pulsos refleDados son generados, estas son un pulso o esfuerzo de tensión " de corte. La cantidad de energía impartida a cada uno depende del ángulo de incidencia del pulso de esfuerzo compresional. *e los dos pulsos refleDados, el de tensión o tracción predomina en romper la roca, mientras se mueve dentro de la roca. La transferencia eficaz de la presión de detonación para comprimirse la roca depende del Duego de impedancia del explosivo hacia la roca. !n explosivo peque1o para el ratio de impedancia de la roca, fue demostrado para proporcionar una transferencia más eficaz de la presión a la tensión. El concepto de la reflexión de la fractura se ilustra en el cuadro C. El orden de tiempo de los acontecimientos tamién se muestra en la figura.
2.4.+ T$o-?% &$ *% E()%"s!" &$ *os G%s$s La presión que actúa en las paredes de un taladro cargado con explosivo, cerca a la detonación, será aproximadamente una mitad de la presión de la detonación deido a la expansión del taladro. Esta presión propagará hacia fuera del taladro en la roca como onda expansiva. El material entre el taladro " el frente de choque se comprime " flu"e elástico o plástico, dependiendo de la presión " de la dureza de la roca. lgunas grietas radiales formadas al lado de la pared de la perforación que empieza cerca de : radios del taladro hacia fuera " después propagadas radialmente hacia adentro tanto como al exterior. La frecuencia más grande de grietas radiales ocurre al lado de la perforación, pero algunas se amplían más leDos hacia fuera. 3uando no existe alguna cara lire, una peque1a cantidad de estas grietas radiales llegan a ser mucho más grandes que las otras. 5ara el momento en que la onda expansiva alcance la superficie lire, las longitudes de la grieta radial formadas son menos de un cuarto de su distancia. En esta etapa, las grietas más largas se han extendido el interior " han alcanzado la pared del taladro. La presión de gas es capaz ahora de entrar en estas grietas ", si la presión es suficientemente alta, puede alcanzar hacia fuera las extremidades dealalas grieta, asíaalargando las grietas Esto tiene el efecto de a"udar grietas que interactúen con mucho la ondamas. de tensión que vuelve a hacerlas alcanzar la superficie lire. 0asta este punto, la aceleración de la masa de la roca entre el taladro " la cara lire ha sido insignificante. 2olamente después que las grietas han alcanzado la superficie lire la roca es acelerada por la presión de gas restante. Los puntos dominantes de la teoría de la extensión de gas son=
C. Las grietas radiales se inician no inmediatamente al lado de la perforación pero cerca de : taladros radiales hacia fuera " extendidos hacia el taladro tanto como hacia fuera a una cara lire. :. El desplazamiento de la roca no ocurre hasta que las grietas radiales presurizadas se extiendan a la cara lire.
2.4.2 Rotu-% )o- F*$(!" U"% T$o-?% &$ *% E()%"s!" &$ G%s$s/ *urante la detonación de un explosivo confinado en un taladro, se forman dos presiones distintas= una de las detonaciones en sí mismo " el otro de los gases altamente calentados que actúan en las paredes del taladro. En esta teoría, el KF de la energía total necesaria para romper las rocas resulta de la presión de los gases. La presión de la detonación actúa solo momentáneamente contra cualquier parte del área superficial interna del taladro, mientras que la presión de gas se sostiene consideralemente más larga hasta que ocurre una cierta forma de camio de volumen de la cavidad. La presión de gas, entonces, es el componente principal responsale de la fragmentación " de la rotura por flexión. Las grietas radiales se forman solamente en los planos paralelos al eDe del taladro. (inguna de las grietas se desarrollan donde el explosivo no está en contacto inmediato< así la ma"oría de las grietas se forman ad"acente a la pared del taladro donde las tensiones tangenciales se producen dentro de la pared del taladro mientras que se presuriza la cavidad. 2i las energías de tensión en las extremidades de la grieta son adecuadas, la extensión de las fracturas continúa. La fractura por la reflexión de la energía de tensión en una cara lire se considera insignificante. La presión de gas conduce las grietas radialmente producidas con la carga a la cara lire " desplaza la roca con la flexión " en la dirección de menos resistencia, generalmente seguidos por las ocurrencias de los planos naturales de la deilidad. Es durante esta etapa final que ocurre la desintegración principal del material intacto. El rompimiento de la roca por rotura por flexión es análogo a dolar " a romper una viga según lo ilustrado en las figuras ;.A " ;.. !na viga rectangular se utiliza para representar la configuración del campo de la altura del anco %0& " de la carga %I& aDo la forma de modelo voladizo modificado de la viga. El extremo fiDo de la viga representa condiciones a seguir mientras que un rodillo, colocado directamente frente del centro de la columna restringida, representa la función que restringe. El rodillo permite que la región del collar rote " se mueva longitudinalmente, pero no permite la desviación normal al eDe del taladro. unque no está demostrado para ma"or clareza de concepto, el grueso de la viga en las " ;.. realmente igualaalolalargo carga. representa presión del figuras taladro ;.A como unaes carga distriuida de2e la longitud del la taladro que contiene el explosivo. El peso de la roca del segmento del anco se considera insignificante concerniente a la carga resultando de la presión de gas del taladro. La contriución máxima de la carga total de la roca que actúa en el nivel del piso está solamente en un cociente alrededor de C=CKK,KKK o comparado más a la presión de gas.
El grado de fragmentación es controlado por la característica de la fisura de la masa de la cargaGroca. Esta fisura depende de aloDamientos existentes al movimiento, en la roca %el módulo de Woung&, a la forma geométrica del loque radialmente agrietado según lo definido por su grueso medio, a la anchura, " a la longitud. En términos de configuración de la explosión, la carga, el espaciamiento, " la altura del anco son los facto res que controlan para cualquier roca dada. 5ara alcanzar la ruptura flexural adecuada, el urden a la longitud %I= L& el cociente llega a ser crítico, porque la rigidez varía con la tercera parte de esta relación. 5ara un diámetro de explosivo dado " un valor reflexivo de I, disminuir la altura L del anco tiene el efecto de= C. 0ace rígido el urden de roca. :. )educción de la fragmentación. ;. laterales " ascendentes necesarios para romper4nhiiendo el materiallos deldesplazamientos collar " para quitar la resistencia. La reducción del urden para una altura dada del anco tiene el efecto opuesto. *olar la altura del anco para un urden dado, o la reducción del urden a la mitad para una altura constante del anco, tiene el efecto de reducir la rigidez teóricamente cerca de ocho veces, aunque en la práctica una relación I= L de C=; es frecuentemente el adecuado.
2.4.3 L% O"&% &$ Es@u$-Ho *% T$o-?% &$ *% E()%"s!" &$ *os G%s$s
En C>C, Uurtter " airhust cominaron los conceptos de fracturamiento inducido por onda de tensión " presión de los gases como los principales mecanismos para fragmentar la roca. 2us experimentos se realizaron con plexiglas homogéneo " modelos de roca. *espués de la detonación, una onda de presión intensa es emitida en la roca por el impacto del gas de alta presión expandiéndose rápidamente. Esta presión sue inmediatamente a su punto máximo " puede asumirse que es la mita hasta un cuarto de la presión de la detonación. *eido a la expansión de la cavidad alrededor del taladro " el enfriamiento de los gases, la presión disminu"e exponencialmente. pesar de la disminución, la presión es suficiente para eDercer una presión de la cuasi G estática en el límite de la roca durante un tiempo relativamente largo. La cantidad de energía en la onda de choque se calcula de ser sólo un fragmento de la energía lierada por el explosivo. En el granito, esto fue medido de variar de CK " CAF mientras en la sal, era solamente : G BF de la energía total lierada. La energía restante se contiene en la presión del gas. 2in emargo, la energía de la onda compresiva es suficientemente alta para causar fracturamiento extenso en las proximidades del taladro. !na zona fracturada radialmente es el primer modelo de la fractura a desarrollar alrededor de la nueva cavidad expandida. 5róximo al desarrollo, está un anillo de grietas radiales espaciados ampliamente. Este ancho de la zona fracturada radialmente depende de= )esistencia a la tensión de la roca. 6elocidad de la onda en la roca La presión de entrada del explosivo La velocidad de detonación del explosivo. La magnitud de la asorción de energía en la masa de la roca. El diámetro de la zona fracturada fue calculado teóricamente de ser alrededor de @ diámetros de taladro para una carga esférica " diámetros de taladro para un carga cilíndrica. Es en esta cavidad equivalente o expandida en la cual la presión del gas llega a ser activa " no en el taladro srcinal. sí, las grietas son presurizadas " lires para extenderse hacia la cara lire. La onda de esfuerzo original solamente funciona para precondicionar mediante la iniciación de grietas radiales %en tensión& en las paredes del taladro. Los puntos principales de interés de la onda de la teoría de la onda de esfuerzo " expansión de los gases son= C. mas, las ondas de compresión " los gases de alta presión DueBgaqn Duegan un rol en la fragmentación del material. (i la onda de compresión o la presión de los gases solo es responsale para la fragmentación de la roca en la voladura. :. Las grietas radiales se srcinan en la pared del taladro. ;. Las grieteas persistentes podrían reiniciar aDo esfuerzo, pero ninguna nueva grieta se formaría en el área ocupada por una grieta antigua.
B. La presencia de una superficie lire favorece a la extensión de las grietas radiales deido a la presión de los gases en esa dirección. ?. Los esfuerzos in situ afectan la dirección en el cual loas grietas radiales viaDan. @. 5ara un tama1o de taladro dado, un incremento de la carga explosiva más allá de una cantidad óptima no aumenta la zona fracturada, sino resulta solamente en la fragmentación adicional alrededor de la cavidad.
2.4.4 EXPANSIÓN DE GASK ONDAS DE TENSIÓNK DEFECTO DE LA ONDA DE LA TENSIÓNK ; REFLEXIÓN %teoría cominada& Etapa 1 . En la detonación del explosivo, la alta presión rompe la roca en un
área ad"acente al taladro de perforación. La onda expansiva saliente que viaDa en .KKK a C>.KKK pies por segundo instala las tensiones tangenciales que crean las grietas radiales que se mueven hacia fuera desde la región del taladro. Las primeras grietas radiales se convierten en C G : milisegundos %figura ;.CKa&. Etapa 2. La presión asociada a la onda expansiva saliente de la primera etapa
es positiva. 2i la onda expansiva alcanza una cara lire se refleDará, pero lograra así que la presión disminu"a rápidamente a valores negativos " a una onda de tensión es creada. Esta onda de la tensión viaDa nuevamente dentro de la roca ", puesto que este material es menos resistente a la tensión que a la compresión, las grietas primarias se desarrollarán deido a la fuerza extensile de esta onda refleDada. 2i estas tensiones extensiles son suficientemente intensas, pueden causar resqueraDamiento o rompiendo con la cara lire %figura ;.CK&. En la primera " segunda etapa, la función de la energía de la onda expansiva es condicionar la roca induciendo peque1as fracturas numerosas. En la ma"oría de los explosivos, la energía de la onda expansiva asciende teóricamente a solamente ?GC?F de la energía total del explosivo. Esto sugiere fuertemente que la onda expansiva no sea directamente responsale de cualquier cantidad significativa de fractura de la roca, sino que proporciona el condicionamiento ásico para la etapa pasada del proceso de la fractura. En la roca que se rompe, este efecto aparece ser de importancia secundaria. 2e ha calculado que la carga explosiva dee ser en la orden de ocho veces la carga normal de causar fracturas de la roca por la onda expansiva refleDada solamente. Etapa 3 . En esta última etapa, la fractura real de la roca es una acción más lenta. IaDo influencia excesivamente de la alta presión de los gases de la
explosión, las grietas radiales primarias son agrandadas rápidamente por el efecto cominado de la tensión extensile inducido por la compresión radial " por acu1amiento neumático. 3uando la masa delante del taladro rinde " se mueve adelante, las altas tensiones compresivas dentro de la roca descargan más o menos de la misma manera mientras que un muelle en espiral comprimido que es lanzado repentinamente. El efecto de descargar es inducir la alta tensión dentro de la masa que termina el proceso de fracturamiento
comenzado en la segunda etapa. Las fracturas " las condiciones peque1as de la fractura del umral creadas en la segunda etapa sirven como zonas de la deilidad para iniciar las reacciones principales de la fragmentación. %igura ;.CKc&.
2.4.5 TEOR0A DE LAS ONDAS DE ESFUERZOS EN NUCLEO DE FALLAS Esta teoría relativamente nuevo fue formulado en la universidad de 8ar"land en el laoratorio de mecánica de fractura Las prueas fueron conducidas en los modelos homoliteCKK.amos fallados " no fallados. 2imulando muchas de las estructuras geológicas " discontinuidades %Duntas, fracturas, planos de falla& fundamentando típicamente en voladura de ancos de grandes escalas. Los resultados demostraron que las ondas de la tensión eran asolutamente importantes en el proceso de la fragmentación " causando la iniciación de una cantidad sustancial de grietas hacia las regiones algo aleDados de la perforación. Estas regiones consistieron de peque1os o grandescomo defectos, las Duntas, planos de falla, " otras discontinuidades que actuaan núcleos para el desarrollo o la extensión de la formación de la grieta. Esta nueva tensión de ondaGdio el mecanismo de la fragmentación esto se designo la teoría de los núcleos. La teoría " los mecanismos reales de la propagación de la tensión de onda " la interacción en un medio es totalmente compleDa. Ellos implican muchas fases tal como=
*etonación " nucleación de la grieta alrededor de la perforación. Extensión deteriorada de la zona Estailidad dinámica de la grieta ctivación de los defectos La unión de las velocidades de onda " de las tensiones )amificación de la grieta 4nteracción de la grieta " de los sistemas refleDados de la onda 4nestailidad de la dirección de la grieta 3hoque progresiva instantánea En términos más simples, los puntos importantes de la teoría se explican con la ilustración en la figura ;.CC una perforación está situada detrás de una cara lire con dos discontinuidades, un plano común " un defecto. Localizado entre la perforación " la cara lire. sumir que el resto de los áreas en el medio son homogéneos " defecto liremente. En un material da1ado. El domínate 2olamente emerge de la grieta A a C: de una red radial densa alrededor de la perforación, estas grietas dominantes pueden viaDar las distancias significativas " por lo tanto formar grandes segmentos en forma de empanadas, que solamente no son conducentes para el uen fragmentación. La tensión de onda continúa leDos de la zona de la fractura alrededor de la perforación resultando ningún otro da1o. En material da1ado o secciones de material que contienen defectos, la fragmentación es asolutamente diferente. 3onsiderar las ondas 5 " 2 propagándose más allá de la red de la fracturas alrededor de la perforación en la figura ;.CC % " c&. (inguna fractura toma hasta que la falla %plano de Duntura& es iniciada por la cola de la onda 5 " el frente de la onda 2 %igura ;.CCc&. El resto de la onda 2 tiene suficiente energía para mantener la grieta sin detenerse. !n efecto similar a medida que las ondas 5 " 2 se mueven pasando la falla peque1a entre el plano de Duntura " la cara lire %figura ;.CCd&. Es importante oservar que las grietas son iniciadas en lugares con falla leDanas de la región del taladro mediante la cominación de la acción de la cola de la onda 5 " el frente de la onda 2. Las fallas iniciadas en el taladro inmediato a la vecindad de estas ondas tiene solamente un efecto peque1o. (otar tamién que las ondas 5 " 2 dirigidas hacia fuera pueden iniciar fallas en cualquier lugar independiente de la presencia de una cara lire. 3uando una onda de 5 encuentra una cara lire %figura ;.CCd " e&, se refleDa " viaDa nuevamente dentro del medio como una onda de tensión hasta encontrar la 2 que sale. En estade etapa, puede constructiva, la onda cual permite la iniciación grietas másocurrir leDanasuna o lainterferencia extensión de las grietas formadas previamente. (uevos sistemas de ondas %55, 25, 55, " 2, .52, " 2& tamién serán formados del sistema srcinal de la onda que va hacia fuera en la reflexión de una cara lire o una discontinuidad. Estos nuevos sistemas de onda tamién pueden contriuir a la extensión de las grietas. La figura ;.CC %f " g& ilustra extensiones de grietas más leDanas cuando todos los sistemas de onda han sido refleDados hacia el taladro.
Los puntos importantes de la teoría de los núcleos u ondas de esfuerzo en fallas son= C. La red de fractura se propaga la velocidad de las ondas de 5 " 2, los cuales inician la fractura alrededor de las fallas leDanas del taladro. :. En el material altamente fallado, la fragmentación resulta de la nucleación de nuevas grietas en las fallas " la reiniciación de las grietas antiguas en los sistemas de las ondas de esfuerzo refleDadas. ;.
La presurización del gas no contriu"e significativamente al proceso de
la fragmentación. Los modelos para computadora que incorporan la interacción de la onda de esfuerzo " falla como un mecanismo nucleación " extensión de las grietas son populares. unque los modelos se diferencian en procedimientos "-o detalles, la idea principal es que las ondas de choque o de esfuerzo fragmentan al material, " el gas a presión Dunto con el impulso impartido al material por la detonación actúa para desplazar el material fracturado. Las funciones de la onda de esfuerzo no es solamente iniciar fracturas en o cerca de las paredes del taladro, sino tamién iniciar las fracturas a través de toda la masa rocosa que está siendo volada. 'raaDos en disparos de producción a gran escala " en loques grandes a1adieron más ideas en este fenómeno. El fracturamiento inducido por la onda de esfuerzo en fallas " discontinuidades removidos desde los taladros fue encontrado de ser consideralemente mas grande que en descostramiento o falla por tensión radial en el taladro docu mentado por traaDos anteriores. El fracturamiento radial por gas presurizado, en operaciones típicas de voladura de ancos, fue encontrado de ser solamente de ser un contriu"ente menor a la fragmentación total de la masa rocosa.
lgunos puntos clave de la teoría de Zinzer " sus oservaciones son. C. racturas nuevas son vistos de f ormarse en l a cara en cerca de d os veces el tiempo que toma para que la onda 5 atravieses la distancia del urden. :. Las fracturas antiguas son los lugares de fracturas nuevas o son reiniciados por ellos mismos tempranamente en el evento< ellos continúan de ser activos para varios por varias decenas de milisegundos después de la detonación del explosivo. ;. La fragmentación continúa en loques de la roca< siguiendo el desprendimiento de la masa rocosa principal, por las ondas de esfuerzos atrapadas.
B. La plantilla de la fractura en la cara lire es ien desarrollada anterior al tiempo esperado del arrio de las fracturas radiales desde el taladro. ?. En las caras voladas de disparos a escala de producción, las fracturas son oservadas de ser iniciadas en, " propagadas de, Dunturas " planos de estratificación, sugiriendo los mismos mecanismos de operación como aquellos oservados en modelos de homolite en la !niversidad de 8ar"land. @. La ventilación del gas ocurre a través de las fracturas "a aiertas relativamente tarde en el evento, indicando que la ma"oría de fracturas oservadas en la cara lire no son presurizadas por el gas. >. En una roca más masiva, las ondas de e sfuerzo son transmitidos con una velocidad más alta " menos atenuación, pero pocas fracturas se formarán porque ha" pocos sitios de con fractura. 2in emargo, mas fracturas radiales se formarán en la roca masiva, mientras tanto pocas facturas se formarán a una distancia de1 taladro. A. Los fragmentos grandes se formarán tempranamente en el evento, " a medida que ellos se mueven " las fracturas se aren, segmentos grandes de la masa rocosa serán aislados eficazmente con más energía de esfuerzo. . En roca más intensamente fracturada, la velocidad de la onda de esfuerzo será más aDa " la atenuación será más alta, pero ha" más fracturas que sirven como lugares de la iniciación. CK. La onda de esfuerzo toma una forma más grande para penetrar la masa, " el movimiento de la roca puede ser esperado de ser más lento como más energía es asorida por la masa rocosa. CC. Las grietas se a ren más l entamente, " pe que1as masas de r oca son aislados tempranamente en el evento, de modo que las ondas de esfuerzo que puedan llegar más tarde puedan continuar incrementando la iniciación " la propagación de la fractura.
2.4.6 TEOR0A DE LA TORSIÓN El éxito de esta teoría depende de la precisión asoluta a la hora de iniciación. 3uando dos columnas ad"acentes explosivas son iniciadas simultáneamente desde sus polos opuestos, un choque de compresión %onda de choque&, permite que cada columna viaDe paralelamente pero es formada en direcciones opuestas %igura ;.C:&. La presión más grande es siempre dirigida de manera perpendicular al choque preliminar del frente. Esta presión pretende tamién ser la más grande cerca a la caeza de la detonación en el explosivo " disminu"e con la distancia leDos de la caeza de la detonación. !na distriución de presión desigual, es formada entre las columnas del explosivo, cuando las columnas son encendidas simultáneamente " de direcciones Esta acción tiende aen sacudir roca fragmentada, entre las columnasopuestas. explosivas en un movimiento sentidolacontrario a las aguDas del reloD. 4nvirtiendo los primers de cada columna explosiva, se lanzará el material en un movimiento en el sentido de las aguDas del reloD, esta acción es precisamente lo que se necesita para otener fragmentación uniforme " evitar una pila de escomros apretada %apelmazada&. 5ara esta teoría, traaDar con iniciadores exactos es crucial , especialmente cuando se usa explosivos con alta velocidad de detonación.
2.4.7 TEOR0A DE CRTER El concepto de cráter, su desarrollo, " el resultado de las aplicaciones que fueron propuestos originalmente por 3. Z. Livingston " posteriormente modificados por otros tales como Lang " Iauer. Este implica una carga esférica de relación longitud a diámetro menor o igual a la relación de @-C, detonado a una distancia determinada empíricamente deaDo de la superficie para optimizar el volumen más grande de material fragmentado permanentemente entre la carg a " la superficie lire. Esto implica que dado un explosivo específico " el material, un distancia urden entre la carga la cara lire que produce cráter más grande %ig. ;.C; d& Este urden está referida como lel urden o profundidad crítica. 2imilarmente, existe otra distancia urden como una distancia crítica el cual es demasiado leDos deaDo de la superficie para resultar en cualquier cráter o expulsión de material en la superficie, que otras grietas radiales menores. Este es el punto en el cual el material en la superficie solo empieza a mostrar evidencia de callamiento %figura ;.C;&. Livingston determinó experimentalmente " teóricamente quedelha" un del factor constante entre esta distancia urden crítica " la raíz cúica peso explosivo " expresado como= Ecuación de la Energía de *eformación N
= EW 1 / 3
*onde= ( M distancia critica en pies
Z M peso del explosivo en liras E M constante proporcional o factor de la energía de deformación, el cual no tiene unidades " es una constante para una cominación dada de explosivoG roca. 2i un número suficiente de prueas han sido realizadas como se muestra en la figura ;.C;, luego el factor de energía de deformación podría ser calculado, por eDemplo, si el urden critico es C: pies, cuando usamos BK Ug. de (/, luego
Ε=
w W1/ 3
=
12
=
12
= 3,51
3,42 ( 40 )1 / 3 actor de energía de deformación M ;,?C
Este factor de la energía de deformación %E& diferirá si el mismo explosivo es usado en un material diferente o el mismo material es volado con un material diferente. 3uando el material llega a ser más queradizo, E aumenta " el volumen óptimo del cráter ocurre en valores más aDos de la relación de profundidad. En materiales más suaves, e disminu"e " el volumen óptimo del cráter ocurre en valores más altos de la relación de profundidad. La ecuación de la energía de deformación puede ser escrita de otra forma que relaciona la profundidad de la carga desde la superficie a la relación de profundidad, energía de deformación, " el peso del explosivo como= 1/ 3 Límite superior del rango del choque. d c = ∆ EW
*onde= dc M distancia desde la superficie al centro de gravedad de la carga en pies. Z M peso del explosivo en liras. si dc es el urden óptimo que produce el mas grande volumen de material fragmentado, luego es referido como do " la relación de profundidad óptima es referido como bo.
Los datos del cráter pueden ser ploteados en diferentes formas. La figura ;.CB se ilustra el efecto de uno dos es explosivos, " I, sore la cantidad de material fragmentado, que cada capaz de otener a diferentes profundidades de entierro. (otar que explosivo con alta energía siempre fragmenta un ma"or volumen de material a la misma de profundidad de entierro como el explosivo , pero la profundidad óptima del entierro difiere para cada explosivo.
/tro método para representar los datos del cráter sore la ase común es representado por 6-Z sore ele eDe " la relación de profundidad en el eDe x
como se muestra en la figura ;.C?. 6 es el volumen del material roto en pies cúicos, Z es el peso del explosivo en liras " la relación de radio ha sido definida como la profundidad del entierro dividido por la profundidad crítica. La cosa más importante a notar es que la relación de profundidad óptima % o& varía con cada cominación rocaGexplosivo. La ventaDa de realizar tales experimentos en el campo es que se podría otener datos del cráter específicamente adecuados al medio a traaDar para diferentes tipos de explosivos. unque las curvas en la figura ;.C? son aDustados como curvas suaves, deemos recordar que alguna dispersión de los datos esta presente siempre " es importante tomar en cuenta esto para aplicaciones cruciales de cráteres.
M$'%"smos &$ *% Fo-m%'!" &$ C-=t$-$s medida que los gases a altas temperaturas de los explosivos se expanden en contra del medio inmediatamente circundante de la explosión, una onda de choque esférica es generada causando desmenuzamiento, compactación " deformación plástica %figura ;.C@a&. 5ara explosivos comerciales, las presiones iniciales de la onda son del orden de CKK a :KK mil atmósferas %C atmósfera M CB,> psi&. medida que el frente de choque se mueve hacia fuera en forma de una cápsula esférica divergente, el medio detrás del frente de choque es puesto en compresión radial " tensión tangencial. Esto resulta en la formación de fracturas radia les dirigidas hacia fuera de la cavidad. La presión pico en el frente de choque llega a ser reducido deido a la divergencia esférica " al gasto de la energía en el medio. 5ara presiones de choque sore la resistencia dinámica al desmenuzamiento del medio, el material es desmenuzado, elevado de temperatura, " desplazado físicamente, formando una cavidad. En regiones fuera de este límite, la onda de choque producirá deformaciones permanentes por el fluDo plástico, hasta que la presión pico en el frente de choque ha disminuido hasta un valor igual al límite plástico del medio. Este es el límite entre las zonas plástica " elástica mostrados en la figura ;.C>.
3uando el frente de choque compresivo encuentra una cara lire, este deería empareDar la condición límite que el esfuerzo normal o presión será cero en todos los momentos. Esto resulta en la generación de esfuerzo negativo, u onda de rarefacción, el cual se propaga hacia atrás en el medio %figura ;.C@&. sí el medio que estaa srcinalmente aDo compresión alta es puesto en tensión por la onda de rarefacción. Este fenómeno causa en el medio un desmenuzamiento " vuelo hacia arria con una velocidad característica del momento total impartido a esto. En un material tipo suelo suelto, este descostramiento %spalling& hace casi siempre que cada partícula vuela hacia el aire individualmente, mientras que en un medio rocoso, el espesor del material descostrado está determinado generalmente por la presencia de plantillas de fracturas preexistentes " zonas de deilidad. medida que la distancia de desde la superficie se incrementa, la presión pico negativa disminu"e hasta que no exceda grandemente la resistencia a la tensión del medio. La velocidad del material descostrado tamién disminu"e en proporción a la presión pico. Este mecanismo de fracturamiento es predominante solamente para cargas colocadas en profundidades mu" poco profundas del entierro %urial&.
Estos dos mecanismos descritos hasta ahora son de periodo corto, durando solamente unos pocos segundos. El mecanismo de aceleración del gas, sin emargo, es un proceso de duración mucho más larga que imparte movimiento al medio alrededor de la detonación por medio de la expansión de los gases atrapados en la cavidad formada por la explosión %figura ;.C@ c " d&. Estos gases son producidos en el material circundante por vaporización " camios químicos inducidos por el calor " presión de la explosión. La ventilación ocurre porque el material no es suficientemente mu" cohesivo para contener los gases de la explosión. medida que los gases son lierados, los fragmentos asumen tra"ectorias alísticas liremente. En profundidades de entierro en los cuales las dimensiones de los cráteres son máximas, los gases producidos darán aceleraciones apreciales al material supra"acente durante su escape o ventilación a través de fracturas que se extienden desde la cavidad hasta la superficie. poca profundidad de entierro, las velocidades de descostramiento son tan altas que los gases no son capaces de eDercer cualquier presión antes que la ventilación ocurra. 5ara explosiones mu" profundas, el peso del recurimiento impide cualquier aceleración significativa del gas del material supra"acente. La aceleración del gas es el mecanismo dominante en la profundidad óptima del entierro. 3on un peso constante del explosivo, la profundidad óptima del entierro varía con el material circundante.
En grandes profundidades del entierro, el mecanismo del colapso del recurimiento %susidencia& llega a ser dominante. Este efecto esta cercanamente vinculado al desmenuzamiento, compactación " mecanismo de deformación plástica que produce una cavidad suterránea. En estas profundidades de entierro, descostre " aceleración de gas no impartirá velocidad suficiente al material supra"acente para e"ectarlo físicamente desde el cráter. La ma"oría de lo expelido retorna al cráter a medida que el material cae. En un medio rocoso, la acción de esponDamiento de la roca, cuando es desorientado de su plantilla original de fracturamiento, podría producir un volumen más grande que la cavidad suterránea. Esto podría resultar que no ha"a cráter o un montículo sore el terreno en vez de un cráter. En aún profundidades más grandes del entierro, cerca a dos veces o más profundo de aquel óptimo, otro tipo de susidencia ocurre. En este caso, el descostre " la aceleración del gas no tienen efectos significativo sore el material supra"acente. 2olamente una cavidad suterránea es formada. 3uando la presión en la cavidad decrece deaDo de la presión de recurimiento, el techo de la cavidad empieza a colapsar. En la ma"oría de los medios, este colapso continuará hacia arria, formando una chimenea de material colapsado. En suelos, donde la densidad del material no camiará significativamente después que este ha fallado, el volumen de la cavidad suterránea será transmitida a la superficie. La figura ;.CA ilustra perfiles temporales de la superficie después de la detonación de una carga de (/ equivalente a BK liras, enterrada a A pies en un material tipo sedimentario, sin consolidación. otografías a alta velocidad fueron usados para documentar los efectos de la onda de choque " la presión del gas. La primera oservación fue aquel del risance, o la reflexión de la onda de choque compresiva en la superficie a pocos milisegundos después de la detonación. Esto está indicado por el elipse punteado inmediatamente sore el taladro con carga o la superficie. 3on la suficiente coertura de las cámaras " ángulos de vista apropiados, este método puede ser usado frecuentemente para estimar, aproximadamente, el grado del da1o del cráter. En este caso, suficientes ángulos de vista no fueron disponiles, " por lo tanto una sola parte del total de la onda de choque refleDada podría ser resuelto. *eido a que la carga fue colocada en una profundidad significativamente mas grande que la profundidad óptima del entierro, no ocurrió un descostre apreciale. La presión del gas fue el mecanismo dominante responsale para el levantamiento " e"ección radial del material hacia fuera. medida que la expansión de gas ocurre alrededor de la cavidad con carga, el material sore la después carga es de compactada " levantada hacia más arria. Entre K "" B? milisegundos la detonación, el material levantado es elástico compactado suficientemente para mantener una cohesión adecuada para contener todos los gases resultantes de la expansión. En @K milisegundos, la ventilación de los gases empieza a ocurrir directamente sore la carga " continúa expandiéndose en una arco ien definido con respecto al tiempo. 2i el movimiento de los gases. 2i la ventilación del gas contacta a cada extremo de cada perfil de tiempo son conectados con líneas rectas, las líneas podrían apuntar siempre en la ma"oría de las veces hacia la parte superior o el centro
de la carga. En este caso, el ángulo de la ventilación de los gases fue medido de ser aproximadamente de B? grados. El ángulo de ventilación de los gases es útil en la determinación de cuanto de la parte superior de una carga cilíndrica, como se encuentra en los taladros de producción, contriu"e a la ventilación el gas, la formación del cráter, "-o la pérdida de energía a través de la falta de confinamiento del taco. demás del ángulo de ventilación del gas, no ocurre otro tipo de ventilación, sino los fragmentos del material son desplazados o e"ectados hacia fuera. Los fragmentos de material son tamién e"ectados desde dentro los límites del ángulo de ventilación del gas. *eido a una profundidad de la carga más allá del óptimo, el resultado final es un montículo en vez que un cráter. El montículo es indicado por una sección somreada deaDo del perfil de tempo de @K milisegundos. La velocidad instantánea inicial de levantamiento sore la carga es generalmente alta, pero se reduce a cero cuando el material alcanza su desplazamiento más alto. En referencia a la figura ;.CA, la velocidad promedio inicial a lo largo del vector vertical del desplazamiento hasta B? milisegundos es @A pies-segundo. La velocidad promedio de @K milisegundos a :;K milisegundos es ?B pies-segundo. La diferencia en la velocidad es atriuida a los efectos de la ventilación del gas " la expansión mas allá de los @K milisegundos. Estas velocidades son dependientes del tipo " estructura del material, explosivo, " profundidad del entierro. En general, la velocidad disminuirá exponencialmente con la profundidad para un explosivo dado " tipo de material como es mostrado en la figura ;.C.
2.5 DESACOPLAMIENTO El desacoplamiento es generalmente usado como un control para reducir la sore rotura en el límite final planeada de la excavación para taludes en las paredes de los taDos, minas a taDo aierto, piques, galerías, zanDas, cortes de carretera " ancos en minas. 5orque la presión de taladro es mu" intensa para un taladro completamente acoplado, excediendo muchas veces la resistencia a la compresión dinámica de la roca, esto podría ser reducido para evitar un da1o extenso. Los tres modos principales de fallamiento de la roca ocurren por el exceso a las resistencias dinámicas de la compresión, tensión " corte. 4dealmente, la presión de taladro deería estar en alguna parte entre la resistencia a la compresión " a la tensión de la roca, de modo para evitar un desmenuzamiento extenso en la pared del taladro, " todavía proveer suficiente presión para extender una sola fractura predominante entre dos taladros de perímetro en la línea de control de los taladros. !n uen eDemplo de desacoplamiento en el aire " en el agua en relación a taladros completamente acoplados es ilustrado en al figura ;.:K. La presión impartida en la masa rocosa en ;@ pulgadas más allá para el mismo explosivo es mostrado para cuatro condiciones= C. !n explosivo de @$ de diámetro en un taladro de @$.
:. !n explosivo de :$ de diámetro en un taladro de :$. ;. !n explosivo de :$ de diámetro en un taladro de @$ %*esacoplado en el aire&. B. !n explosivo de :$ de diámetro en un taladro de @$ %*esacoplado en el agua&. 'odos los niveles de esfuerzo medidos son comparados relativo a un explosivo de @$ de diámetro en un taladro de @$ de diámetro un número de puntos importantes son evidentes inmediatamente. El nivel de esfuerzo más grande fue alcanzado con un explosivo completamente acoplado en un taladro de @$ de diámetro. El siguiente nivel de esfuerzo más alto fue alcanzado, nuevamente, con un explosivo completamente acoplado, aún cuando el diámetro del taladro fue reducido tres veces a :$ de diámetro. Los siguientes desacoplados con agua " aire produDeron los niveles de esfuerzo peque1os. sí, en una carga desacoplada con aire es el medio más efectivo de reducir la presión de taladro " consecuentemente el nivel pico del esfuerzo dentro de la masa de roca.
!n método de cálculo razonalemente confiale de la presión de taladro es con la siguiente fórmula, el cual toma en cuenta dos relaciones de desacoplamiento= 2, 6 de 2 −3 P = 1,69 x 10 x δ xVOD c x dh b
*onde= 5 M presión de taladro %liras-pulgada:&. M densidad del explosivo %g-cc.&. 6/* M 6elocidad de detonación %pies-segundo& c M porcentaDe de la columna explosiva cargada expresado como un decimal. de M diámetro del explosivo %pulgadas&. dh M diámetro del taladro %pulgadas&. Esta fórmula está ien adecuada para explosivos que contienen elementos no metálicos o cantidades relativamente peque1as, porque la adición de metales energizantes disminu"e la velocidad de detonación del explosivo ", por consiguiente, la presión de taladro de taladro calculada por esta ecuación. 3ódigos de computadoras tales como el '4RE) " E+5L/*E son usados para calcular presiones de taladro de explosivos que contienen elementos metálicos.
IV. DISEWO DE VOLADURA DE ROCAS EN MINERIA SUPERFICIAL 3.1 INTRODUCCION El dise1o de la malla de perforación " voladura para la minería superficial involucra el uso de muchos parámetros. Las condiciones particulares de cada mina determinarán los detalles del dise1o de voladura superficial. Las consideraciones típicas son el diámetro de taladro, condiciones de agua, urden, altura de anco, estructura de la roca forma deseada de la pila de escomros, tama1o " tipo del equipo de manipulación o chancado, " el tipo de explosivo " la cantidad de energía entregada.
3.+ PARAMETROS GEOMETRICOS La relación de las diferentes dimensiones usadas en el dise1o de la voladura superficial es mostrado por una vista geométrica en la figura B.C. 3.+.1. D=m$t-o &$* t%*%&-o La selección del diámetro apropiado es importante para otener una fragmentación adecuada a un costo mínimo. Reneralmente, el costo de peforación " de explosivos disminu"e a medida que el diámetro del taladro aumenta. !na relación útil para determinar el diámetro mínimo es la siguiente= * M K.>; 0 *onde= * M diámetro del taladro, pulgadas. 0 M altura de anco, metros.
3.+.+. :u-&$" El urden es considerado como la variale mas importante crítica en el dise1o de las voladuras, con respecto a la fragmentación del "material, posición de la pila de escomros, viración " sore rotura. El urden, es definido como la distancia desde un taladro hasta la superficie lire más cercana en el momento de la detonación.
3.+.2. Es)%'%m$"to Es la distancia entre taladros " cargas en una fila, medida perpendicularmente hacia el urden " paralelo a la cara lire del movimiento esperado de la roca. 3.+.3. A*tu-% &$ b%"'o Es la distancia que existe entre la cara lire superior de un anco al piso del mismo medido perpendicularmente. 5ara mantener un dise1o de voladura superficial satisfactorio, es importante que el urden " la altura de anco sean compatiles. 2e considera que la altura de anco deería ser por lo menos igual a la distancia del urden " a lo más dos veces el urden. 3.+.4. Sob-$ )$-@o-%'!" La sore perforación es la distancia perforada deaDo del nivel del piso para asegurar que la cara completa de la roca sea removida hasta los límites deseados de la excavación. La razón de la sore perforación es que las ondas de esfuerzo no están en amplitud máxima en el fondo de la columna explosiva< sin emargo, ellos están en su máxima amplitud a una distancia finita sore este nivel. Esta es la razón porqué los prolemas de fragmentación ocurren cerca al toe. 5or consiguiente la sore perforaci ón permite a la amplitud de la onda de esfuerzo estar en su máximo en el nivel del fondo del anco. 3.+.5. T%'o Este es la distancia entre la oca del taladro hasta la parte superior de la columna explosiva. Esta zona vacía dee ser llenada con material estéril, al cual tamién se denomina taco, para dar confinamiento a los gases de la explosión " reducir el chorro de aire %air last&. 3omúnmente se usa el detritus de la perforación como material para el taco< pero, el uso de la roca molida resulta en una meDor fragmentación " control. !na guía para los tama1os de la roca molida es como se muestra en la tala B.C.
TA:LA 3.1 t%*%&-oK )u*B. C-: C :G;C-: ?GB ?-A
F-%Bm$"tosK )u*B. ;-A ;-AGC-: ?-A [;-?
2e considera que, el taco deería ser como máximo el ?KF de la altura de anco.
3.2 PRINCIPALES MODELOS MATEMATICOS PARA EL CALCULO DEL :URDEN *iversos investigadores han expresado teorías para la voladura de rocas con sus respectivos mecanismos de fragmentación, " algunos de ellos han propuesto fórmulas para el cálculo del urden %I&, el cual es uno de los parámetros geométricos más importantes en toda operación de voladura. En actualidad existen una cantidad considerale de teorías para el cálculo del urden, por lo que se enumera los más importantes.
3.2.1 F!-mu*% &$ A"&$-s$" ndersen, en C?:, propuso la siguiente fórmula para el cálculo del urden I = %* x L&C-: *onde= I M Iurden, pies. * M *iámetro del taladro, pulg. L M Longitud del taladro, pies.
3.2.+ Mo&$*o M%t$m=t'o &$ "o um%o El investigador Daponés 0ino Uumao, asó sus investigaciones en los traaDos de Livingston, realizando estudios acerca de la cargas esférica " cilíndrica< en los que tuvo en cuenta los parámetros de la roca %resistencia tensiva dinámica& " del explosivo %presión de detonación&. 0ino utilizó los conceptos de energía de deformación explicados por Livingston. La fórmula matemática propuesta por 0ino Uumao es el siguiente= =
D P2 4 ! td
1/ n
*onde= I M Iurden, metros. * M *iámetro de la carga explosiva, m. 5: M 5resión de detonación de la mezcla explosiva, 8pa. 2tdM )esistencia a la tensión dinámica de la roca, 8pa. n M 3oeficiente que depende de la rocaGexplosivo< ésto se calcula a partir de voladuras experimentales llamadas prueas de los cráteres. P2 ! td d log 2 0 a log
n=
*onde= do M 5rofundidad óptima de una carga exp losiva, determinada como la distancia vertical entre la cara lire " el centro de gravedad de la carga, cm. %5ruea del cráter&. a M )adio de la carga explosiva. La profundidad óptima se otiene usando la ecuación siguiente= do M ∆o ∑ 6C-; ∆o M )elación de profundidad= d-(. 2iendo d la profundidad del cráter " ( la
profundidad crítica de la carga explosiva. ∑ M 3onstante volumétrica del cráter. 6 M 6olumen de la carga usada.
3.2.2 T$o-?% Mo&$*o M%t$m=t'o &$ R'%-& L. As sh estalece que algo de energía de la onda compresiva proveniente de la mezcla explosiva " transmitida a través de la roca es refleDada " refractada
cuando se tiene cualquier camio de densidad o alguna discontinuidad estructural, " la energía restante continuará viaDando a la dirección inicial a través del siguiente material hasta encontrar una superficie lire. demás de entender que es lo que sucede durante un disparo es importante conocer cómo los efectos de éste pueden ser controlados para adecuarlos a los requerimientos de su operación, por esta razón ). L. sh estalece ? estándares adimensionales sore los cuales se pueden evaluar los disparos.
3.2.2.1 R$*%'!" &$ bu-&$" Qb/ Está dada por la fórmula siguiente= k
= 12
De
*onde= I M urden, pies. *e M diámetro de explosivo, pulg. JI M constante que depende del tipo de roca " el tipo de mezcla explosiva a ser usada. 2us valores se puede oservar en tala B.:=
TA:LA 3.+ TIPO DE EXPLOSIVO
VALORES DE Q: ROCA ROCA :LANDA MEDIA
IaDa %K,AG K, densidad gr.-cc&< aDa potencia *ensidad media %C,KG C,: gr.-cc&< potencia media lta densidad %C,;GC,B gr.-cc&< alta potencia
ROCA DURA
;K
:?
:K
;?
:K
:?
BK
;?
;K
3.2.2.+ R$*%'!" &$ )-o@u"&&%& &$ t%*%&-o Q/ 2e representa por= J0 M 0-I *onde= 0 M profundidad del taladro, pies. J0 M C.? a B.K %promedio :.@&.
3.2.2.2 R$*%'!" &$ sub)$-@o-%'!" Q
3.2.2.3 R$*%'!" &$ t%'o QT/ 2e expresa mediante la relación siguiente= J' M '-I *onde= ' M taco, pies. J' M K.? a C.K %promedio K.>&.
3.2.2.4 R$*%'!" &$ $s)%'%m$"to QS/ )elación del espaciamiento sore el urden, amos en pies= J2 M 2-I J2 M C.K a :.K. 5osteriormente, ). L. sh modificó su fórmula original estaleciendo la siguiente=
= ".
De dr1 . 12 dr 2
1/ 3
!#2 .Ve2 2 1/ 3 . !#1 .Ve12
*onde= I JI MM urden, relación pies. de urden. *e M diámetro de la carga explosiva, pulg. drC M densidad de roca estándar, xM:.> '8-m ;. dr: M densidad de roca a ser disparada, '8-m;. 2RCM gravedad específica de la mezcla explosiva estándar, C,;. 2R:M gravedad específica de la mezcla explosiva a ser usada. 6eCM velocidad de detonación de la mezcla explosiva estándar, ;@?>.@ m-s. 6e:M velocidad de detonación de la mezcla explosiva a ser usada, m-s.
3.2.3. T$o-?% &$ C. <. o"% 3.P. Uon"a, analizó " modificó la fórmula de ). L.sh expresando una nueva fórmula de la manera siguiente=
1/ 3 e = 3,15. De. δ δr
*onde= I M urden, pies. *e M diámetro del explosivo, pulg. δe M densidad del explosivo, g.-cc. δr M densidad de la roca, g.-cc.
3.2.3.1 Es)%'%m$"to S/ Y 5ara taladros de salida instantánea por fila= 2 M %0:I&-;< 0 ≤BI
2 M :I< 0 >BI Y 5ara taladros de salida secuencial por fila= 2 M %0>I&-A< 0 BI
3.2.3.+ T%'o T/ ' M I< roca masiva. ' M K,>:I< roca estratificada. 3.2.4. T$o-?% &$ G. E. P$%-s$ 4nicialmente este investigador plantea la fórmula siguiente= P 1/ 2 = ". d . $ T$ *onde= I M urden máximo, pulg. U M constante que depende de las características de la roca %K.>GC.K&. d M diámetro del taladro, pulg. 5s M presión estale de la reacción del explosivo, l-pulg:. 's M última resistencia a la tracción de la roca, l-pulg :. 5osteriormente estalece la relación siguiente= P 1/ 2 R = = " . D.10 −3 2 ! td *onde= ) M radio crítico. I M urden, m. * M diámetro del taladro, mm. 5: M presión de detonación de la mezcla explosiva, 85a. 2tdM resistencia a la tracción dinámica de la roca, 85a. U M factor de volailidad de la roca. 2e estima un valor de K.> a C.K. En forma práctica se considera para )7* M :K G BK, U M K.? %dato de campo&. 5ara estimar mediante el uso de una ecuación se tiene= U M C.@ G K.:> ln%E)7*& *onde= E)7* M 4ndice de calidad de la roca equivalente %Equivalent )ocJ 7ualit" *esign&, F. E)7* M )7* x P2 )7* M 4ndice de calidad de la roca %)ocJ 7ualit" *esign&. P2 M Point 2trength actor.
TA:LA 3.2 FACTORES DE CORRECION PARA ESTIMAR
8u"déil K,> 3.2.5 Mo&$*o M%t$m=t'o &$ L%"B$@o-s Langerfors, es un investigador de srcen sueco " que en sus planteamientos representa a la corriente de la 2`edish *etonic )esearch oundation. demás de considerar que el urden es uno de los principales parámetros en la voladura de rocas, destaca tres parámetros adicionales para la otención de resultados satisfactorios< éstos son= a. La uicación de los taladros. . La cantidad de carga explosiva. c. La secuencia de salida del disparo. Langefors plantea la Le" de 3onformidad, " en el dise1o de la voladura toma en cuenta la pro"ección, el esponDamiento " el efecto microsísmico en todas las estructuras circundantes. 5ara el cálculo del urden utiliza la ecuación siguiente= 1/ 2 δre. RW! %ax = ! 33 C. & . D
*onde= Imáx M Iurden máximo, m. * M *iámetro del taladro, m. δe M *ensidad del explosivo, gr.-cc. )Z2 M 5otencia relativa por peso del explosivo. 3 M 3onstante de roca %calculada a partir de #c$&. c M 3antidad de explosivo necesario para fragmentar C m ; de roca. En cielo aierto " rocas duras se asume cMK.B. El valor de 3 depende del rango esperado del urden= 3 M K,K>-I c< si I ?< si C,Bm.
3.2.6. T$o-?% &$ *% Co"m"u'!" La conminución es un proceso de reducción del tama1o de una partícula. En ésta el éxito es producir un material con una distriución de tama1os de partículas requeridos a partir de la alimentación de materiales más gruesos. !n parámetro de interés en la 'eoría de la 3onminución es la energía asorida por unidad de nueva superficie producida. (aturalmente, esta unidad tiene relación con la energía de deformación por unidad de volumen del sólido a fragmentarse. La energía requerida por unidad de nueva superficie es calculada de un modelo matemático que considera cargas dinámicas " asume que la fragmentación se dee a esfuerzos de tracción. La energía de deformación en la fragmentación tendrá valores diferentes de acuerdo al tipo de fuerza aplicada, porque los materiales sólidos como las rocas tienen resistencias compresivas ma"ores que sus resistencias a la tracción.
3.2.6.1 Mo&$*o m%t$m=t'o 3uando una partícula es fragmentada aDo esfuerzos de compresión o tracción, la energía de deformación necesaria por unidad de volumen del sólido está dada por la ecuación propuesta por IeJe %C@B&= e
=
σ2 2E
*onde= e M energía de deformación necesaria. σ M resistencia a la compresión o tracción. E M módulo de Woung. El modelo matemático asume que el material a ser fragmentado es un cuo de lado *, que al final de un proceso de reducción de tama1o de acuerdo al modelo de fracturamiento que puede oservarse en la figura B.:, se otiene fragmentos de roca de dimensión d. El radio de reducción, ), es *-d. ) es igual a n. El número necesario de etapas para la reducción es ;n de acuerdo al modelo matemático asumido. IaDo cargas dinámicas, la fragmentación es realizada por los esfuerzos de tracción refleDados. Estos esfuerzos son generados durante la reflexión en un límite del frente de onda de choque compresiva. El mecanismo de reflexión es mostrado en la figura B.;. El modelo asume que el frente de la onda de choque ha sido aDustado al cuo final de lado d, es decir, una onda de longitud igual a :d< " que todas las ondas de compresión son refleDadas en el límite. La energía de deformación necesaria en la fragmentación aDo carga dinámica está dado por=
ed
σ =
td
2
2Ed
*onde= ed M energía de deformación dinámica, erg-cm;. σtdM resistencia a la tracción dinámica. Ed M módulo dinámico de Woung.
La energía de deformación necesaria para las etapas C hasta n, se calcula para este modelo de la manera siguiente= eC e: e; eB .. .. en
M ed *; M ed *:%*Gd& M ed *:%*G:d& M ed *:%*G;d& ........... ........... M ed *:*G%nGC&d n Ex M Σ ei M ed *:*%*Gd&%*G:d&%*G;d&...*G%nGC&d iMC :)*GdC:;...%)GC & M ed* :)*Gd%)GC&)-: M ed* Ex M ed*;%)C&-: Ex representa el valor de la suma a lo largo del eDe x. 5ara la suma total de los eDes x, ", z esta cantidad se dee multiplicar por ;. Etotal M ; ed* ;%)C&-: ergios demás esta cantidad se puede dividir por * ;, volumen del cuo, para hallar la energía de deformación por volumen= Etv M ; ed %)C&-:
3.2.6.+. D$t$-m"%'!" &$* bu-&$" Llevando la teoría de la conminución al proceso de la voladura de rocas es posile calcular la distancia más crítica o urden según la figura B.B, de la manera siguiente= C. 2e calcula el número total de taladros necesarios para un determinado área %ancho x largo&. (' M filas x columnas %C& :. 3alcular el número de filas " el número de columnas en el área delimitado. filas M ncho del locJ%& Iurden %I&
%:&
columnasM Largo del locJ%L& C %;& Espaciamiento %E& ;. )eemplazar las ecuaciones : " ; en la ecuación C. (' M %-I& [%L-E& C] %B& B. Elegir la relación E-I porque varía de C a := E M xI %?& ?. )eemplazando en la ecuación B se otiene= (' M %-I& [%L-xI& C %@& :
('%xI & G L. G x..I M K %>& @. 'amién el número de taladros se puede (' M 3ant. total explosivo %7e& 3arga-taladro
%A&
>. 3alculando la carga por taladro= 7-tal M L3.*c 7-tal M %L' G Lt&.*c %& *onde= L3 M longitud de carga. L' M longitud del taladro. Lt M longitud de taco. *c M densidad de carguío. 3onsiderando= Lt M I 7-tal M %L' G I&.*c )eemplazando en A= 7e (' M GGGGGGGGGGGGGGG %L' G I&.*c
%CK& %CC&
%C:&
calcular de la ecuación siguiente=
A. )eemplazando la ecuación C: en > " siguiendo un proceso algeraico otenemos lo siguiente= x%7e.x(&I: G (%L'.xGL&I GL'.(.LMK %C;& 5odemos reducir esta ecuación de la manera siguiente= ( M *c. 5 M x%7e (& 7 M (%L'.x G L& ) M L'.(.L
%CB& %C?& %C@& %C>&
Luego, reemplazando estas ecuaciones en C; tendremos= 5IG:7I G ) M K %CA& partir de esta ecuación cuadrática se puede hallar el valor del I!)*E(.
3.3 Ot-os Auto-$s 0asta la actualidad se han realizado muchas investigaciones, acumulación de experiencias " traaDos de diferentes índoles, a partir de los cuales se han propuesto otras fórmulas para el cálculo del urden " seguramente estos traaDos continuarán en el futuro oteniéndose otras ecuaciones. la fecha los más resaltantes son de los investigadores siguientes= raenJel %C?:&, llsman %C@K&, 0ansen %C@>&, !car %C>:&, Uon"a %C>:&, oldesi%C@K&, 5raillet CAK&, López Pimeno %CAK&, Iorquez %CAC&, Uon"a %CA;&, Ierta %CA?&, Iruce 3arr %CA?&, /lofson %CK&, )ustan %CK&, 3omeau%C?&, )o" " 2"ngh %CA&, " otros. 3omo conclusión ésto nos demuestra que el principal parámetro geométrico para la otención de una voladura óptima es el urden " por lo tanto dee der determinado correctamente.
V. DISEWO DE VOLADURA DE ROCAS EN MINERIA SU:TERRANEA 4.1 INTRODUCCION La voladura en minería suterránea puede ser dividida en dos categorías= C. 6oladuras en chimeneas, frentes, galerías o túneles, en los que solamente una cara lire es la superficie donde los taladros son perforados. :. 6oladuras en ancos o taDeo s en el que exis te uno o más caras lires además de la cara en el que se perforan los taladros. Las voladuras que están incluidas en la segunda categoría pueden ser dise1adas de forma similar como en las voladuras en superficie. 5or lo tanto en este capítulo discutiremos solamente las voladuras de la primera categoría, es decir en una cara lire inicial.
4.+ CORTES La parte inicial " más crítica de un frente de voladura es el corte. La función esencial de este corte es proveer caras lires adicionales al cual la roca puede ser arrancada. unque ha" muchos tipos específicos de cortes, " la terminología puede ser confusa, todos los cortes pueden ser clasificados en= cortes en ángulo " cortes con taladros paralelos. 6er la figura ?.C " ?.:. 4.+.1. CORTES EN ANGULO Los cortes en ángulo pueden ser el corte en 6, el corte pirámide, el corte en cu1a de arrastre, etc., arranca una cu1a de roca para crear una aertura al cual los taladros restantes pueden desplazar sus urdenes. Los cortes en ángulo son difíciles de perforar exactamente. Los extremos de cada par de taladros del corte deerían estar los más cercano posile. 2i ellos se cruzan, la profundidad del disparo será menor que el dise1ado. 2i los extremos están apartados mas de un pie o demasiado aleDados, el disparo no podría alcanzar la profundidad apropiada. El ángulo entre los taladros del corte deerían ser @KH o más, para minimizar Lade selección lo cortes en ángulo es emotellamientos. una función del tipo roca, el del tipotipo delespecífico equipo dede perforación, la filosofía de la administración de la mina, " el perforista. En aerturas peque1as es imposile posicionar apropiadamente a la perforadora para perforar un corte en ángulo. En este caso es un corte con taladros en paralelo dee ser usado.
4.+.+. CORTES CON TALADROS PARALELOS Los cortes con taladros paralelos, los cuales tamién pueden ser llamados cortes 8ichigan, cortes 3ornish, cortes quemados, cortes 3oromant, etc., son ásicamente una serie de taladros espaciados mu" cercanamente, algunos cargados " otros no cargados, los cuales cuando son iniciados pulverizan " expulsan un cilindro de roca para crear una aertura al los urdenes de los taladros restantes pueden ser arrancados. *eido a que ellos requieren altos factores de con potencia " más perforación volumen de roca volada, el uso de los cortes taladros paralelos estápor restringido usualmente a aerturas angostas, donde no ha" suficiente espacio para perforar un corte en ángulo. Los cortes en paralelo involucran más perforación que los cortes en ángulo deido a que los taladros espaciados mu" cercanamente rompen peque1os volúmenes de roca. 2in emargo, ellos son mu" fáciles para perforar porque los taladros son paralelos. l igual que los cortes en ángulo, los cortes con taladros paralelos exactamente perforados son indispensales si la tanda de taladros dee romper la roca apropiadamente. ctualmente las perforadoras tipo Dumo tienen controles automáticos para asegurar que los taladros son perforados paralelamente. !nidades de este tipo son una uena inversión para minas que rutinariamente perforan cortes con taladros paralelos. La selección del tipo de corte con taladros paralelos depende de la roca, el tipo del equipo de perforación, la filosofía de la administración de la mina, " el perforista. 5ara todos los tipos de cortes es importante que el corte arranque a la profundidad planeada, porque los taladros restantes del disparo no arrancarán más profundamente que el corte. En la voladura con cortes quemados se dee tener cuidado para no sorecargar los taladros quemados porque ésto puede causar que el corte se congele o no arranque apropiadamente. La carga
apropiada del corte depende del dise1o del corte " el tipo de roca a ser volada " frecuentemente dee ser determinado por ensa"o " error. El espaciamiento entre los taladros varía generalmente de C? a :? cm. 'amién se puede realizar cortes quemados con uno o más taladros centrales más grandes que los otros del frente. La ventaDa del taladro grande es que este proporciona un espacio más seguro hacia el cual los taladros susiguientes pueden romper la roca. Esto asegura un arranque más seguro " más profundo del disparo. Las desventaDas del taladro central grande son el requerimiento de una pieza adicional " ma"or tiempo para la perforación.
4.2 DETERMINACION DEL NUMERO DE TALADROS Existen dos ecuaciones empíricas que nos permite calcular la cantidad de taladros requeridos. La primera ecuación es la siguiente= NT
=
'x( x10
*onde= (' M (úmero de taladros. M ncho de la laor, m. 0 M ltura de la laor, m. 'amién se tiene la siguiente ecuación= NT = ( P / dt ) + C • !
*onde=
(' M (úmero de taladros 5 M %2&C-: x B 2 M 2ección, m:. dt M *istancia de taladros. K,? para roca dura. K,@ para roca intermedia. K,> para roca suave. 3 M 3oeficiente de roca. :,K para roca dura. C,? para roca intermedia. C,K para roca suave.
4.3 DISTRI:UCION DE TALADROS !na vez que el corte de apertura ha estalecido la cara lire necesaria, los taladros restantes deen ser posicionados de modo que ellos rompan sucesivamente sus urdenes hacia el espacio vacío. Esto es importante para visualizar la progresión de la voladura de a medida que cada taladro, a su tiempo de iniciación, tenga una cara lire apropiada paralela o casi paralela al mismo. En la figura ?.;, se muestra la nomenclatura típica de los taladros en un frente. Los taladros encendidos inmediatamente después de los taladros del corte son llamados a"udas. Los urdenes de estos taladros deen ser planificados cuidadosamente. 2i los urdenes son mu" peque1os las cargas no arrancarán su parte de la voladura. 2i los urdenes son mu" grandes podría congelarse deido a un espacio insuficiente en la cual la roca puede expandirse. *espués que varias a"udas han sido iniciadas, la aertura es usualmente suficientemente grande para permitir el dise1o de los taladros restantes de la voladura de acuerdo a algunos principios de la voladura de superficie. El voladuras de frentes grandes, las relaciones urden " espaciamiento son usualmente levemente menores que aquellos para voladuras en superficie. En frentes peque1os, donde el espacio es limitado, las relaciones de urden " espaciamiento serán aún más peque1as. Los últimos taladros a ser iniciados en una voladura suterránea son los taladros del techo, los cuadradores en los lados, " los arrastres en la parte inferior del frente. menos que una técnica de voladura controlada es usada el espaciamiento entre estos taladros del perímetro es de :K a :? veces el diámetro del taladro.
4.4 RETARDOS *os series de retardos están disponiles para voladuras suterráneas< retardos en milisegundos, los cuales son similares como aquellos usados en voladuras en superficie, " lentos, o retardos de túneles. La elección del retardo depende del tama1o del frente a ser volado " en la fragmentación " la forma de la pila de escomros deseada. Los retardos lentos dan fragmentos gruesos " usualmente resulta una pila de escomros más compacta mientras que los retardos de milisegundos dan una fragmentación mas fina " una pila de escomros más desparramada. En frentes peque1os donde el espacio es limitado, particularmente cuando se usan taladros paralelos, los retardos lentos son necesarios para asegurar que la roca de cada taladro tenga tiempo para ser expulsada antes que el siguiente taladro iniciado. *onde se requiere un término medio en el resultado de los retardos en milisegundos " de los retardos lentos, se puede utilizar retardos en milisegundos " evitar algunos periodos de retardo. 6er figura ?.B.
4.5 CALCULOS DE CARGA PARA TUNELERIA SEGUN ROGER OLM:ERG/ 4.5.1 I"t-o&u''!" El desarrollo de galerías es un aspecto mu" importante de la minería suterránea. Esto es usual por el porcentaDe de roca fracturada durante el desarrollo de una mina usando el sulevel caving, por eDemplo, siendo del :?F del total. 'amién si se considera la cantidad de material fracturad para las galerías de transporte, ventilación, " de exploración, uno puede fácilmente entender que el planeamiento " excavación de las galerías Duegan una gran parte en el costo total de la mina. El incremento de la mecanización en la mina demanda túneles de grandes áreas para el transporte " para la maquinaria minera, 3on máquinas modernas el traaDo duro manual involucrado ha desaparecido, " un meDor amiente se ha encontrado. 8étodos más racionales podrían ser usados, pero mucha de la experiencia adquirida por el de traaDador mediante cercanía frente de laél roca %tal como la utili zación los planos de deilsuidad en la alroca cuando uicaa los taladros& desafortunadamente ha sido perdida. 'eniendo tareas separadas para perforación, carguío, " transporte, más atención tiene ser dado al uen dise1o de la malla de perforación. lgunas reducciones en el número de taladros requeridos pueden ser realizadas con la perforación mecanizada porque taladros de ma"or diámetro pueden ser eDecutados. *e otro lado proalemente no es posile tener la
misma precisión que con las máquinas neumáticas, " es difícil utilizar taladros más grandes porque éstos causan ma"or da1o a la roca que permanece después de la voladura. 2in emargo, con el tiempo, la precisión ha alcanzado ser mu" uena con los razos paralelos " dispositivos automáticos para colocarlo en el ángulo deseado. !n arco más grande en el techo de la galería requiere un procedimiento de voladura más cuidadosamente eDecutado para prevenir la caída de roca " asegurar un tiempo suficientemente prolongado de auto sostenimiento. En este punto, relaciones empíricas que pueden ser usados para dise1ar un dise1o de voladura para galerías será presentado. Los principios del método de cálculo están asados en los traaDos anteriores de Langefors " Uihilstrom %C@;& " Rustafsson %C>;&
4.5.+ Com)%-%'!" &$ *os E()*os,os 5ara proveer el uso de varios explosivos es necesario tener una ase de comparación. 6arios métodos han sido desarrollados para caracterizar la potencia de un explosivo. lgunos eDemplos son la comparación de valores dados por= %C& Energías de explosión calculados< %:& Ensa"o del mortero alístico< %;& Ensa"o de 'rauzl en el loque de plomo< %B& Ensa"o de Irisance< %?& El concepto de potencia por peso< " %@& Ensa"o de energía de uruDa aDo el agua. 2in emargo, la ma"oría de estos métodos deerían ser usados cuidadosamente cuando se quiere estalecer la capacidad de fracturamiento de un explosivo en un material rocoso. *ependiendo del tipo de la operación de voladura, es decir, voladuras de cráteres o voladura de ancos, la potencia del explosivo deería ser estimado de diferentes premisas. La meDor manera para ranquear los explosivos, por supuesto, sería medir la capacidad de fracturamiento de la roca en diferentes materiales rocosos con diferentes operaciones de voladura aDo diferentes condiciones de carga. 'ales como una evaluación es, sin emargo, prohiitivo deido a los costos " al tiempo involucrado En vez de ello usualmente está restringido al uso de uno de los métodos antes mencionados para la comparación de la potencia. quí la relación de potencia por peso 2ueco es usado para la correlación de diferentes explosivos. Esta relación está descrita por= $=
5
Q
6
Qo
•
+•
1
V
6 Vo
%C&
*onde s es la potencia relativa por peso a un explosivo de referencia %dinamita LI&< 7o es el calor de explosión para C Jg. de LI< 6 o es el volumen de gas lierado de C Jg. de LI en condiciones normales de temperatura " presión %2'5&< 7 es el calor de explosión para C Jg del explosivo a usar< 6 es el volumen de gas lierado de C Jg del explosivo a usar< 7 o es ?,K 8P< " 6 o es K,A? m;. La fórmula está asada en el hecho de que el traaDo de la expansión depende principalmente del calor de la explosión " seguidamente de los productos gaseosos lierados en la reacción. Las constantes ?-@ " C-@ en la fórmula
fueron determinadas en los experimentos de campo donde explosivos de aDos " altos volúmenes de gases fueron usados " comparados a la dinamita LI aDo condiciones de voladura de ancos. ctualmente, la potencia por peso es raramente expresado relativo al LI. !sualmente está dado respecto al (/. 3uando la potencia por peso es expresado respecto al (/, uno deería primero calcular la potencia por peso relativo al LI " luego dividir el valor por la potencia por peso del (/ relativo al LI %K,AB&. 6er tala ?.C.
TA:LA 4.1 POTENCIA POR PESO PARA ALGUNOS EXPLOSIVOS Explosivo *inamita LI *"namexI (/ '(' 5E'( (I4' R!)4'
7, 6, sLI s*+I s(/ *ensidad,Jg8P-Jg m;-Jg m; ?,KK K,A?K C,KK C,K C,C B,@K ;,: B,CK @,C: B,CK ;,>;
K,>A? K,: K,>; K,AB K,@K K,A: K,>AK C,C> K,A: K,A@ K,B:? K,>C
C,KK K,C K,A C,:> K,; K,>>
C,CK C,KK K,A C,; C,K: K,A?
CB?K KK C?KK CKKK CKKK
Reneralmente el concepto de potencia por peso descrie la magnitud del traaDo de la expansión que el agente de voladura puede realizar en una operación de voladura meDor que tan solo lo que la energía lierada lo hace. !no dee entender, sin emargo, que es imposile utilizar la energía total para el fracturamiento de la roca. La energía de explosión es la energía química lierada. 5ara utilizar toda esta energía con un traaDo de la expansión, los productos gaseosos deerían tener la posiilidad de expandirse a una presión mu" aDa. El fracturamiento de la roca " la fragmentación primaria están "a completados cuando productos de la detonación se han expandido hasta un volumen cercano a diez veces el volumen inicial del taladro. La presión en los productos en esta expansión está en el rango de CK a CKK 85a. *ependiendo de los ingredientes de los explosivos, especialmente de los sólidos, la eficiencia podría variar consideralemente. Los explosivos aluminizados, por eDemplo, oviamente tienen una energía de explosión total alta. *esafortunadamente, una alta proporción de su traaDo de expansión ocurre en la región de presión aDa lo cual disminu"e la eficiencia significativamente. %igura ?.?&
4. 5.2 C=*'u*o &$ *% C% -B% $* Ds$ Yo &$ *% M% **% &$ P$ -@o-%'!" Vo*%&u-% La voladura de túneles es una operación mucho más complicada que la voladura de ancos porque está disponile una sola superficie hacia donde el fracturamiento inicial puede ocurrir, este es el frente del túnel. *eido a una alta constricción será necesaria una carga específica mucho más alta. La figura ?.@ presenta una uena guía para el consumo de explosivo para varios tama1os de túneles. Los aspectos amientales influencian en la selección del explosivo por el requerimiento de evitar las altas concentraciones de gases tóxicos< los urdenes peque1os usados en el corte demanda un agente explosivo el cual es suficientemente insensile de modo que el salto o iniciación %flashover& de taladro a taladro es imposile, " el cual tiene suficiente velocidad de detonación para prevenir la ocurrencia del efecto canal cuando la relación de acoplamiento es menor que uno. 3on el equipo de perforación mecanizado usado en la actualidad taladros más grandes que la carga demandada son perforados normalmente. Los efectos canal pueden ocurrir si un espacio de aire está presente entre la carga " la pared del taladro. 2i la velocidad de detonación no es suficientemente alta %menor que ;KKK m-s&, los gases de la detonación en expansión dirigen hacia adelante el aire en el canal como una capa comprimida con una alta temperatura " una presión alta. El frente de choque en el aire comprime al explosivo en el frente de detonación, destru"e los puntos calientes, o incrementa la densidad a tal grado que la detonación podría parar o resultar en una aDa lieración de energía. El explosivo usado en los arrastres
dee tamién estar sin agua. En los taladros de contorno cargas de columna especiales deerían ser usados para minimizar el da1o a la roca que permanece después de la voladura.
0olmerg, divide en cinco secciones el frente de un túnel, utilizando las denominaciones desde hasta E, ver figura ?.>. Luego, cada una de estas secciones es tratada de una manera independiente del resto de secciones. Las secciones determinadas son las siguientes= C. 2ección 2ección de de taDeo. corte. :. I ;. 3 2ección de #alza$. B. * 2ección de contorno. ?. E 2ección de arrastre.
La operación más importante en el procedimiento de la voladura es crear una aertura en el frente de la roca que servirá como otra cara lire. 2i esta etapa falla el disparo definitivamente no será exitoso. En el corte los taladros distriuidos de tal manera que la secuencia de retardo permita que la aertura se incremente en tama1o gradualmente hasta que los taladros del taDeo tomen lugar. Los taladros pueden ser perforados en una serie de cu1as %corte en 6&, como en aanico, o en una geometría paralela usualmente centrada alrededor de un taladro vacío. La selección del corte tiene que ser hecho con respecto al tipo de equipo de perforación disponile, el ancho del túnel, " el avance deseado. 3on cortes en 6 " cortes en aanico donde taladros en ángulo son perforados, el avance es estrictamente dependiente del ancho del túnel. ctualmente el corte paralelo %corte de cuatro secciones& con uno o dos taladros de diámetro grande centrados " vacíos han sido usados ampliamente. Las ventaDas ovias para usar este corte son que no se presta mucha atención al ancho del túnel, " el corte es mucho más fácil de perforar con máquinas perforadoras, así como no es necesario camiar el ángulo del razo. El principio detrás de un corte paralelo es que taladros de peque1os diámetros son perforados con gran precisión alrededor de un taladro grande %de @? a C>? mm.&. El taladro más grande vacío sirve como una cara lire para los taladros más peque1os, " la aertura es ampliada gradualmente hasta que los taladros del taDeo tengan lugar. El tipo predominante del corte con taladros paralelos es el de cuatro secciones el cual es usado en los cálculos siguientes.
A,%"'$ El avance está restringido por el diámetro del taladro vacío " por la desviación de los taladros para los taladros de menor diámetro. !na uena economía demanda la utilización máxima de la profundidad completa del taladro. La perforación será mu" costosa si el avance llega a ser menor del ?F de la profundidad del taladro. La figura ?.A ilustra la profundidad requerida del taladro como una función del taladro vacío cuando un ?F de avance es deseado con un corte de cuatro secciones.
La ecuación para la profundidad del taladro %0& puede ser expresado como= 0 M K.C? ;B.C % φ& G ;.B %φ&:
%:&
*onde= 0 M Longitud del taladro, m. φ M *iámetro del taladro vacío, m. El avance será= 4 M K.? %0&
%;&
Las ecuaciones : " ; son válidas solamente para condiciones en que la desviación de la perforación no sea ma"or que :F de la longitud del taladro. lgunas veces dos taladros vacíos son usados en vez de uno en el corte, por eDemplo, si el equipo de perforación no puede manipular un diámetro más grande. La ecuación : es aún válida si el diámetro es calculado de acuerdo a lo siguiente φ = nd o %B& *onde= do M *iámetro de los taladros vacíos en el corte. n M (úmero de taladros vacíos en el corte. φ M *iámetro de taladro vacío equivalente.
La geometría general para el corte " los taladros para ampliar el corte está dise1ada en la figura ?..
:u-&$" $" $* P-m$- Cu%&-="Bu*o La distancia entre el taladro vacío " los taladros perforados en el primer cuadrángulo no deerían exceder a C,> veces del diámetro del taladro vacío si se quiere un fracturamiento " limpieza satisfactorios. Las condiciones de fracturamiento difieren mucho dependiendo del tipo de explosivo, estructura de la roca, " la distancia entre el taladro cargado " el taladro vacío. 3omo se ilustra en la figura ?.CK, no ha" ventaDa en el uso de un urden ma"or que : φ mientras que el ángulo de la aertura es demasiado peque1o para la carga pesada. La deformación plástica seria el único efecto de la voladura. ún si la distancia es menor que : φ, una concentración de carga demasiado grande causaría una disfunción del corte deido al impacto de la roca " la sinterización lo cual impediría el esponDamiento necesario. 2i la desviación máxima aceptada del taladro es de una magnitud de K,? a CF, entonces el urden práctico %6C& para los taladros ampliadores en el corte deería ser menor que el urden máximo %6MC,>φ&. (osotros usaremos 6C M C.?φ%m&
%?&
3uando la desviación excede el CF, 6 C tiene que ser reducido aún más. La siguiente fórmula entonces deería ser usada 6C M C,>φ G α0 ß %m& %@& *onde el último término representa la desviación máxima de perforación %&, α es la desviación angular %m-m&, 0 es la profundidad del taladro %m&, " ß denota la desviación el collar o empate en metros. la precisión perforación esen normalmente uena para permitirEn el la usopráctica de la ecuación ?. de la
Co"'$"t-%'!" &$ *% '%-B% $" $* )-m$- 'u%&-="Bu*o Langefors " Uihlstr öm %C@;& han verificado la siguiente relación entre la concentración de la carga %l&, la distancia máxima entre los taladros %6&, " el diámetro del taladro vacío φ, para un taladro con un diámetro de K.K;:= l
V 3/ 2 φ = 1,5 V − Jg-m %>& 2 φ
5ara utilizar el explosivo de la meDor manera, un urden de C,?
φ para una
desviación de K,? a CF deería ser usado. 2e dee recordar que la ecuación > es válida solamente para un diámetro de taladro de K,K;: m. 2i taladros más grandes van ser usados en el disparo una concentración de carga incrementada por metro de taladro tiene que ser usado. 5ara mantener el fracturamiento al mismo nivel es necesario incrementar la concentración aproximadamente en proporción al diámetro. sí si un diámetro de taladro perforado d es usado en vez de dCMK,K;: m. La concentración de la carga es determinado mediante l
=
d l1 d1
%A&
/viamente, cuando el diámetro es incrementado esto significa que la relación de acoplamiento " la presión de taladro disminu"e. Esto es importante para seleccionar cuidadosamente el explosivo apropiado para minimizar el riesgo de los efectos canal " la detonación incompleta. 3onsiderando el material rocoso " el tipo de explosivo, la ecuación > puede se reescrito en términos de un diámetro general de taladro d= V 1,5 φ c V − 2 0,4 φ
55d l
=
%Jg-m&%&
! 'NFO
*onde 2(-/ denota la potencia relativa por peso respecto al (-/ " c está definido como la constante de roca. recuentemente los valores posiles para la concentración de la carga están un poco limitados deido a la clasificación restringida que dan los faricantes de explosivos. Esto significa que las concentración de la carga está dada " el urden se calcula de la ecuación . Esto puede ser fácilmente hecho usando una calculadora programale " un proceso iterativo.
Co"st%"t$ &$ Ro'% El factor c es una medida empírica de la cantidad de explosivo necesitada para el afloDamiento de un metro cúico de roca. Los experimentos de campo para los cuales los valores de c fueron determinados tomaron lugar con una
geometría de voladura de ancos. Esto nos lleva a que la constante de roca determinada de esta manera tamién da una uena aproximación para las propiedades de la roca en tunelería. En las voladuras de pruea se encontró que el valor c fluctúa mu" poco. La voladura en granito cristalino queradizo dio un factor c igual a K,:. 5rácticamente en todos los otros materiales rocosos, desde arenisca hasta un granito más homogéneo, un valor de c de K,; a K,B Jg-m ; fue encontrado. IaDo condiciones suecas c M K,B es predominante en las operaciones de voladura.
E* s$Bu"&o Cu%&-="Bu*o *espués que el primer cuadrángulo ha sido calculado, una nueva geometría se aplica para la solución del cálculo de los urdenes para los cuadrángulos siguientes. La voladura se dirige hacia el taladro circular naturalmente demanda una alta concentración de la carga que la voladura hecha hacia una cara recta deido a la alta constricción " a una reflexión de la onda de esfuerzo menos efectiva. 2i ha" una aertura rectangular de ancho I, " el urden 6 es conocido %figura ?.CC&, la concentración de la carga está dado por l
32,3dcV
= ! 'NFO
searctan 2 V
1,5
%Jg-m&%&
En caso contrario, si se tiene conocimiento de la concentración de carga para el explosivo actual " el ancho I de la aertura rectangular, el urden 6 puede ser expresado explícitamente con uena exactitud como una función de I " l = 88 , •10
2
−
• l • ! 'NFO
%m&
d •c
%CK&
*e la figura ?.C: se puede ver que la superficie lire I que deería ser usado en la ecuación CC difiere de la distancia del taladro IN en el primer cuadrángulo. I M√: %6G& C
%m&
%C:&
5or sustitución, el urden para el nuevo cuadrante es V
= 10,5 •10 −2
(
−. F l ! 'NFO V1 ). d.c
%m&
%C;&
5or supuesto este valor tiene que ser reducido por la desviación de la perforación para otener el urden práctico. 6M6 %m& %CB& : G 0a" pocas restricciones que deerían ser consideradas en 6 :. Este deería satisfacer la siguiente relación= :I
6: ≤
%C?&
2i no ocurriera una deformación plástica. 2i esto no sucede, usando las ecuaciones CK " C?, la concentración de la carga deería ser reducida a= l
323,
=
• d • c2•
! 'NFO [ se(arctan( 1/ ))4
Jg-m ] 1,5
%C@&
o l = 540 •
d •c•
%Jg-m&
%C>&
! 'NFO
2i la restricción para la deformación plástica no puede ser satisfecha, usualmente es meDor seleccionar un explosivo con una potencia por peso más aDa para poder optimizar el fracturamiento. El ángulo de apertura deería tamién ser menor a C,@ rad %KH&. 2i el corte no perderá su carácter de corte de cuatro secciones. Esto significa K,?I 6: > %CA& Rustaffson %C>;& sugiere que el urden por cada cuadrángulo dee ser 6 K,>IN.
:
M
!na regla para el número de cuadrángulos en el corte es que el lado de la longitud del último cuadrángulo IN no deería ser menor que la raíz cuadrada del avance. El algoritmo para el cálculo de los cuadrángulos restantes es el mismo que para el segundo cuadrángulo. Los taladros en los%h& cuadrángulos deerían ser cargados de es modo quesin una longitud de taladro de diez veces el diámetro del taladro deDado carga. 0MCKd
%m&
%:Ka&
A--%st-$s El urden para los arrastres en un disparo es en principio calculados con la misma fórmula para la voladura de ancos. La altura del anco simplemente es reemplazado por el avance, " un factor de fiDación más alta es usado deido al efecto gravitacional " a un intervalo de tiempo más grande entre los taladros. El urden máximo puede ser encontrado usando V
=
0,9 •
l • ! 'NFO c• &
•
E V
%m&
%:K&
*onde f es el factor de fiDación, E-6 denota la relación entre el espaciamiento " el urden, " es la constante de roca corregida. !n factor de fiDación de C,B? " una relación E-6 igual a C son usados para los arrastres. c
M c K,K? M c K,K> c M K.B c c
I ≥ C,B m. I
%:C&
3uando se localiza los arrastres, se dee recordar para considerar el ángulo de inclinación %ver figura ?.C;&. La magnitud del ángulo es dependiente del equipo de perforación disponile " la profundidad del taladro. 5ara una avance cercano a ; m un ángulo de inclinación igual a K,K? rad %;H& %correspondiente a G? cm-m& deería ser suficiente para proveer un espacio para la perforación del siguiente disparo. El espaciamiento de los taladros sería igual a 6. 2in emargo, esto variará dependiendo del ancho del túnel.
El número de arrastres ( está dado por N
ancho . . de t)nel . + . se 2( = entero. de V
γ
+ 2 %::&
El espaciamiento E L para los taladros %con excepción de los taladros de las esquinas& es evaluado por
E*
=
se ancho.de. t)nel +. 2. ( N −1
γ
%m&
%:;&
El espaciamiento práctico ELN para los taladros de las esquinas es igual a ELN M EL G 0 sen γ
%m&
%:B&
El urden práctico 6 L sería reducido por el ángulo de inclinación en el fondo " la desviación del taladro perforado 6L M 6 G 0 senG γ
%m&
%:?&
La longitud de la carga de fondo %h & necesaria para el afloDamiento de los toes es h M C,:? 6C %m& %:@& La longitud de la carga de columna %h c& está dada por= hc M 0 G CKd hc %m& %:>& " la concentración de esta carga puede ser reducida al >KF de la concentración en la carga de fondo. 2in emargo, esto no siempre es hecho porque es un traaDo que consume mucho tiempo. Reneralmente la misma concentración es usada en amos en el fond o " en la colu mna. 5ara los arrastres collar. una longitud de taladro sin carga de CKd es usualmente usado en el 2i la ecuación :K está siendo usada, se tiene que tener en cuenta la siguiente condición expresión 6K ≤
0,@
%:A&
*e otro lado el urden máximo que ser reducido sucesivamente disminu"endo la concentración de la carga. Luego el espaciamiento práctico E L " el urden 6L pueden ser evaluados.
F%'to- &$ F%'!" En las fórmulas, los diferentes factores de fiDación f son usados para el cálculo del urden en diferentes situaciones. 5or eDemplo, en la voladura de ancos con taladros verticales posicionados en una fila con un fondo fiDo, f MC. 2i los taladros son inclinados esto es más fácil para afloDar el toe. 'omar en cuenta para esto un factor de fiDación más aDo %f ∠C& es usado para un taladro inclinado. Esto resulta en un urden más grande En tunelería un número de taladros son volados con el mismo número de retardo. lgunas veces los taladros los taladros tienen que afloDar el urden hacia arria " algunas veces hacia aaDo. *iferentes factores de fiDación son usados para incluir los efectos de los taladros múltiples " de la gravedad.
T%*%&-os &$ T%$o El método para calcular los taladros del taDeo en las secciones I " 3 no difieren mucho del calculo de los arrastres. 5ara taladros de taDeo que fracturan horizontalmente " hacia arria en la sección I, un factor de fiDación f de C,B? " una relación E-6 igual a C,:? son usados. El factor de fiDación para taladros de taDeo con fracturamiento hacia aaDo es reducido a C,: " E-v sería C,:? en la sección 3. La concentración de la carga de columna para amos tipos de taladros de taDeo sería igual al ?KF de la concentración de la carga de fondo. T%*%&-os &$ Co"to-"o 2i el smooth lasting no es necesario. el urden " el espaciamiento de los taladros del contorno son calculados de acuerdo a lo que se ha dicho previamente acerca de los arrastres, con la siguiente excepción= %C& factor de fiDación f M C,:< %:& relación E-6 sería C,:?= " %;& la concentración de la carga para la cargad e columna es ?KF del concentración de la carga de fondo. El da1o de la voladura al techo " las paredes en una galería frecuentemente necesitan una excesiva cantidad de sostenimiento. En una roca de aDa resistencia, un tiempo de auto sostenimiento prolongado usualmente puede ser realizado mediante una voladura de contorno cuidadoso. !n taladro con ; m de longitud con (/ %C,? Jg-m& es capaz de producir un da1o a la zona de cerca a C,? m de radio. 3on smooth lasting esta zona de da1o es reducida al mínimo.j La experiencia muestra que el espaciamiento es una función lineal del diámetro de taladro %5ersson, C>;&. EMJd
%m&
%:&
*onde la constante J es en l rango de C? a C@. !na relación E-6 de K,A deería ser usada. 5ara un taladro de BC mm de diámetro el espaciamiento será cerca a K,A m " el urden cerca a K,A m. La concentración de carga mínima por metro de taladro es tamién una función del diámetro de taladro. 5ara taladros de diámetro superiores a K,C? m la relación l M K d: %Jg-m&
%;K&
2e aplicará. En el smooth lasting la longitud total del taladro deería cargado para evitar hendeduras. En la figura ::, l es ploteado como una función de d
4.5.3 D%Yo % *% Ro'% La expansión repentina causada por una explosión en un taladro genera una onda de esfuerzo que se propaga en la masa rocosa. 5ara un material elástico el esfuerzo generado es directamente proporcional a la densidad del material, la velocidad de partícula " la velocidad de la onda de propagación. 3erca a la carga la deformación alcanzará una magnitud donde el da1o permanente es producido. 5or lo tanto este da1o tendrá alguna influencia significativa en las condiciones de auto sostenimiento para un túnel dependiendo del carácter del da1o, el tiempo de exposición, la influencia del agua suterránea, " la orientación de los planos de Duntura con respecto al contorno " la carga estática. 5or un tiempo largo, el criterio de da1o para estructuras construidas en las cercanías al sitio de voladura ha sido asados en la velocidad pico partícula. En 2ve*eo %undación 2ueca para la 4nvestigación de la *etonación& el mismo criterio ha sido encontrado para la aplicación en la estimación del da1o en la roca que queda %5ersson, 0olmerg, 5ersson, C>>< 0olmerg " 5ersson, C>A< 0olmerg, C>A&. La ecuación empírica es v M >KK 7K.>-)C.? %;C& *onde= v M 6elocidad de la partícula, mm-s. 7 M 5eso de la carga explosiva, Ug. ) M *istancia, m.
Esto es válido para el cálculo de la velocidad partícula en tales distancias donde la carga puede ser tratado como una carga esférica. 5ara distancias cortas la discrepancia entre los valores calculados " medidos es inaceptale. )ealizando una integración sore la longitud de la carga se encontró que es posile encontrar la velocidad partícula como una función de la distancia, la longitud de la carga, " la concentración de carga por metro de taladro. En la figura ?.C? el cálculo para una carga de ; m de longitud es dado. 3uando la velocidad de partícula excede algunos valores entre >KK " CKKK m-s %figura ?.C?&, las fracturas son inducidas a prolongarse en una masa rocosa de granito. !na concentración de C Jg-m significa que el da1o ocurre en una zona de radio de C,K a C,B m alrededor de la carga. En los experimentos de campo para gneiss, pegmatita, " granito %resistencia a la tensión de ? a C@ 8pa&, una uena relación entre los valores calculados " medidos fueron encontrados. Los reportes acerca de las zonas da1adas tamién concuerdan ien con las distancias calculadas para cargas similares si el criterio de >KK a CKKK mm-s es usado. Esto es válido para concentraciones de carga e el rango de K,: a >? Jg-m.
4.6 VOLADURA CONTROLADA *esde que el homre aplicó por primera vez los explosivos para fracturar la roca, prueas ha sido realizados para apareDar la energía de tal manera para fragmentar " desplazar la roca " controlar la sore rotura más allá de los límites del disparo. Las técnicas de voladura controlada son usadas cuando es deseale preservar la resistencia natural de las paredes de la roca tal como en represas, túneles, cortes en carreteras, cimentaciones de construcciones, " desarrollos mineros. Es importante deDar a la roca que queda en uenas condiciones para evitar fallas de roca " deslizamientos de roca, " prevenir un excesivo traaDo de mantenimiento. La sore rotura puede ser costosa, como en piques " túneles donde el shotcrete dee revestir los límites de la excavación. 'écnicas numerosas han sido usadas para controlar la sore rotura. El resultado final de estas técnicas de aplicación especiales es para minimizar el esfuerzo " el fracturamiento de la roca más allá del límite teórico mediante la reducción " redistriución de las cargas de explosivo. El procedimiento en ;el pasado fue hecho por los ensa"os de pruea " error, posteriormente, técnicas sofisticadas " más científicas han sido desarrolladas. unque resultados de un uen control de la sore rotura pueden ser no esperados en todas las formaciones geológicas, un dise1o de voladura cuidadosamente planeada puede minimizar la sore rotura aún en las condiciones más severas. 0a" varias técnicas de voladura usadas para controlar la sore rotura. !no de los primeros procedimientos para controlar la sore rotura fue la perforación en línea, lo cual simplemente involucraa la perforación de una sola fila de taladros sin carga cercanamente espaciados a lo largo del perímetro de la excavación, prove"endo un plano de deilidad en el cual la voladura podría romper. La perforación en línea fue modificada en los a1os, algunos de estos taladros fueron cargados con cargas ligeras " algunos de los taladros fueron deDados vacíos. El espaciamiento, la distriución de carga, " los parámetros de acoplamiento fueron aDustados. (uevos métodos fueron desarrollados. La técnica seleccionada es independiente de la naturaleza del pro"ecto " el uso final de la cara de la roca, geología, costo " equipo de perforación disponile. Las técnicas de voladura controlada pueden ser clasificadas en tres tipos principales. C. 5recorte %presplitting&. :. 6oladura de recorte %trim lasting&. ;. 6oladura amortiguada %uffer lasting&.
4.6.1 PRECORTE 3on el precorte,Luego, una filaestos de taladros perforado a lo largo la línea final de la excavación. taladroses son cargados con un de grado especial de explosivo en factores de energía " potencia mu" reducidas, e iniciados antes de la voladura principal en un esfuerzo para crear línea de fractura " un plano de reflexión en los límites de la excavación. La idea del precorte es aislar el disparo de la formación de roca que queda formando una fractura artificial a lo largo del límite o plano teórico de la excavación. La línea de los taladros de precorte pueden ser iniciados separadamente de la voladura principal o simultáneamente con ella %figura ?.C@&.
El precorte en el avance de otras operaciones es meDor realizado cuando el urden está compuesto de roca homogénea consolidada. Las ventaDas ma"ores de encender los disparos de precorte antes que las otras operaciones son las siguientes= . Es fácil de coordinar la perforación " el carguío del precorte con los disparos de producción. . 3ortes profundos pueden ser precortados en un disparo con disparos realizados posteriormente en dos o más ancos. Las limitaciones son las siguientes= . Los resultados no pueden ser oservados hasta después que los disparos de producción ha"an sido completados. . ltera la formación de roca en los cortes laterales. )equiere un lugar de traaDo despeDado antes del horario de operación normal. 2i los taladros del precorte son iniciados con el disparo de producción, deería ser mínimo de :KK milisegundos entre los taladros de precorte " los taladros de producción más cercanos. Las ma"ores ventaDas de encender los taladros de precorte simultáneamente con los taladros de producción son los siguientes= . Los resultados pueden ser vistos pronto. Las técnicas para perforación " carguío de la línea de precorte pueden ser alteradas sei los estratos de roca camian. . La voladura entera puede ser perforada " disparada en una operación, lo cual podría reducir costos e incrementar la producción. . 8antener todas las operaciones en un área para un meDor control del traaDo. Las limitaciones son las siguientes= . *ificultad en la coordinación de la perforación " carguío del precorte con la voladura principal. El precorte fue hecho srcinalmente con taladros que variaan de tama1o de :O a @O pulgadas en diámetro " profundidades de BK _ @K pies. hora, sin
emargo, algunas operaciones son satisfactoriamente precortados con taladros de _ C:C-B pulgadas en diámetro con profundidades de AK pies o más. El espaciamiento de los taladros de precorte es dependiente del diámetro de los taladros " la geología de la roca. )oca con muchas discontinuidades requerirán un espaciamiento mas cercano que una roca masiva. !n uen punto de inicio es usar K,CK liras de explosivo por pie cuadrado de superficie de pared a ser precortado. 5ara la ma"oría de las partes, el precorte es hecho con taladros de ; pulgadas en una relación de carga de o,:? liras por pie lineal de taladro. 3omo un eDemplo, usando UleenGUut 3, el cual tiene una densidad de carguío de K,;; l-pies, el espaciamiento podría ser= 0,33 lb
pie 0,33 lb
pie
÷ ×
0,10 lb
pie$ 2
0,33
pie 2 0,10lb
;,; pies o BK pulgadas con ; O G B pulgadas de diámetro de taladro. 3omo una adaptación al precorte de un terreno mu" pore o cuando se encuentran esquinas la línea de perforación facilitará la línea de fractura deseada " reducirá la sore rotura del corte a través de las esquinas aiertas %ocurre en zanDas&. La tala C lista algunas reglas de precorte solamente como un punto de partida, de modo que en cada situación dee ser evaluada con consideraciones dando a la condición final de la pared " la función que deerá realizar.
D=m$t-o &$ t%*%&-oK )u*B%&%s C,?K C,>? :,KK :,?K ;,KK ;,?K B,KK ?,KK @,KK A,KK
T%b*% 1 E()*os,o *b-%s )$s/ K,KA K,CC K,C> K,:; K,;B K,?K K,@K K,K C,;K :,KK
Es)%'%m$"to )$s/ CA C: G CA C: G :B CA G ;K :B G ;@ :B G ;@ :B G BA ;@ G @K ;@ G >: BA G AB @K G
4.6.+ VOLADURA DE RECORTE El smooth lasting de paredes, algunas veces referido como voladura de recorte o cushion lasting consiste de una línea de taladros ligeramente cargados perforados a lo largo de la línea final de la excavación. Los taladros son encedidos después que los taladros principales de producción han sido encendidos. Este puede ser un evento separado o aún puede ser incorporado con los disparos de producción.
El smooth lasting de paredes es generalmente usado para el control de de taludes en minas grandes metálicas a taDo aierto " para controlar la sore rotura en minería metálica suterránea " minería no metálica. Reneralmente, el diámetro del taladro para el smooth lasting, es el mismo diámetro que el usado para el disparo principal cartuchos de explosivos que tienen menos del ?KF del área transversal del taladro son usados para otener un efecto de desacoplamiento. Los pesos de la carga son más pesados que con precorte a medida que el explosivo dee proveer fracturamiento " movimiento del urden tamién como el corte entre los taladros. 5ara realizar esto, el urden usualmente es reducido de K,? a K,>? del urden normal. El espaciamiento de los taladros deería ser K,>? del nuevo urden reducido. En una vez, el taco fue utilizado a través de toda la columna. hora, sin emargo, esto es usado solamente para facilitar el carguío, en el collar, para proveer confinamiento " reducir los chorros de aire. En el caso del smooth lasting suterráneo, un taco o tapón es requerido para retener el cartucho desacoplado en su lugar.
4.6.2 VOLADURA AMORTIGUADA La voladura controlada es frecuentemente usada en conDunción con la voladura de precorte. El diámetro del taladro " profundidad son generalmente idénticas a aquellos de los taladros en el disparo del producto principal.. 3uando los taladros amortiguados son posicionados directamente sore o cerca de la cresta de una erma infra"acente, ellos no deerían tener su perforación para reducir el fracturamiento de la cresta. El espaciamiento " el urden deerían ser la mitad a tres cuartos del espacio " urden usados en el disparo del producto principal. !n taladro amortiguado deería ser cargado en el fondo conforme a= dc
= 4,0 x ( w)1 / 3
*onde= dc M profundidad del entierro de la carga medida desde la superficie al centro de gravedad de los primeros @ diámetros del explosivo, prescindiendo de la longitud total del explosivo %pies&. ` M peso del explosivo en liras. dherido a este modelo " criterio, en la ma"oría de las formaciones de roca, se asumirá un cráter mínimo en la región del collar del taladro. En materiales mu" competentes, la carga deería ser dise1ada a d c = 4,5 x ( w)1 / 3 , " en materiales menos competentes, d c = 3,5 x ( w)1 / 3
VI. MODELOS MATEMATICOS DE PREDICCION DE LA FRAGMENTACION 5.1 INTRODUCCION Los modelos matemáticos de predicción de la granulometría son utilizados en forma satisfactoria en los países desarrollados, consecuentemente es necesario que en la minería nacional se tenga conocimiento de los mismos " su aplicación en la industria minera de acuerdo a nuestras particularidades. Entre los principales tenemos a los modelos matemáticos de .3. Iond, Larsson, 26E*E/, UuzG)am, etc. los cuales estudiaremos en este traaDo. 5.+ MODELO MATEMATICO DE F. C. :OND Iond en el a1o C?:, al postular la tercera teoría de la 3onminución inicia un nuevo enfoque en la fragmentación de rocas. 2u teoría está asada en tres principios= El primero, expresa que el nivel de energía de los productos es ma"or que la energía de entrada o alimentación en una cantidad igual a la energía entregada por la 3onminución. El segundo, estalece que la energía específica requerida es inversamente proporcional a la raíz cuadrada del diámetro de la partícula. Esto se puede expresar como= W
= "
1
P
1
−
F
*onde= Z M Energía necesaria para reducir un material de tama1o a tama1o 5 %J`-h&. 5 M 'ama1o de la partícula producto %pulgadas&. M 'ama1o de la partícula de entrada o alimentación %pulgada&. U M 3onstante de proporcionalidad. 2egún el tercer principio estalece que para reducir de un tama1o infinito hasta 5 igual a CKK micrones se requiere una energía en J`-h-'8< a esta energía se denomina ZorJ 4ndex %Zi&. " " Wi = − 100 ∞
∴ W = 10Wi
1 P
−
1 F
3omo el tama1o no es uniforme, Iond usa la distriución de RatesGRaudingG 2chumman %RGRG2& que es como sigue= F ( x)
x α = 100 x0
*onde= %x& M F cumulado pasante en peso. xK M 'ama1o máximo de una distriución. x
M 'ama1o de la partícula.
∝ M 3onstante )=
α α
+1
• x 0 'ama1o medio.
5.2 MODELO MATEMATICO DE LARSSON Larsson, en C>;, propone un modelo matemático para determinar la aertura de la malla cuadrática por la cual pasa el ?KF en peso del material disparado, U?K, ésto es= "50
! l • CE 0,82 − 0,58• l −0,145 l• ,1−18 C
= V • e
donde= I M Iurden %m&. 2-IM )elación espaciamiento-urden. 3E M 3onsumo específico de energía %Jg.-m ;&. 3 M 3onstante de roca. Equivale al consumo específico de explosivo gelatinoso necesario para fragmentar C m ; de roca. 6aría entre K,; G K,? Jg.-m;. 6 M 3onstante de volailidad. En este factor se tiene en cuenta la heterogeneidad " la frecuencia de éstas en el macizo rocoso.
5.3 MODELO MATEMATICO SVEDEFO S$&s D$to"' R$s$%-' Fou"&%to"/ El modelo desarrollado por la 26E*E/ relaciona el tama1o promedio J ?K con el urden " el factor de carga, más no toma en cuenta efectos secundarios como sore rotura " dilución. la fórmula utilizada es la siguiente=
"50
=
2 •
1,25 !
+ c
0,29
1,18
5,9
*onde= U?K M 'ama1o promedio de los fragmentos de roca volada. I M Iurden %m&.
2 M Espaciamiento %m&. q M actor de carga %Jg.-m;&. c M 3onstante de roca %≈ K,?&. La distriución de tama1os está dada por la relación siguiente= 0,76 • x − " F ( x) = 1 − e
1, 35
50
*onde= %x& %m&. M 5orcentaDe de roca por tonelada con una granulometría menor que x x M 'ama1o de los fragmentos %m&.
5.4 MODELO MATEMATICO UZRAM El modelo de predicción de la fragmentación denominada UuzG)am, es una cominación de la ecuación postulada por Uuznetzov " la distriución granulométrica estalecida por )osinG)ammler. Este modelo de distriución de los fragmentos se adapta excelentemente para los fragmentos de roca resultantes de una voladura de producción. La ecuación tiene la forma siguiente= F ( x)
− = 100 1 − e
x x0
a
*onde= %x& M 5orcentaDe en peso pasante en la malla de aertura x. x M ertura de la malla %cm&. xK M 'ama1o característico de la distriución %cm&. a M 4ndice de uniformidad. 5or otro lado, la ecuación de Uuznetzov permite estimar el tama1o medio de los fragmentos producidos por una voladura de rocas con dise1o geométrico " con una mezcla dada= x
=
115 19 30 PRP
&r • +e −0,8 • +b1 / 6 •
*onde= x M 'ama1o medio de los fragmentos de la voladura %cm&. qe M 3onsumo específico de energía %Jg.-m ;&. q M 3arga explosiva por taladro. 5)5 M 5otencia relativa por peso. fr M actor de roca. 5rotod"aJonov propuso ciertos valores para los factores de roca, se muestran en la tala siguiente= 'ipoderoca
actorderoca %fr&
4ndice de 5rotod"aJonov
)ocasmu"landas )ocas landas )ocas medias )ocasdurasfisuradas )ocas duras homogéneas
; ? > CK C;
;G? ?GA AGCK CKGCB CBGC@
0aciendo la correspondencia del tama1o medio formulada por Uuznetzov con el ?KF en la ecuación de )osinG)ammler se tiene como resultado la relación siguiente= x0
=
x
( 0,693)
1/ a
3unningham %CA>& desarrolló una expresión para determinar el índice de uniformidad #a$= ! 1 + a = 2,2 −14 Φ 2
1/ 2
0,1 1 − ep lc − l& + 0,1 • l l (
*onde= I ∅ 2 ep l lf lc 0
M %m&.del taladro %mm&. M Iurden *iámetro M Espaciamiento %m&. M *esviación típica del error de perforación. M Longitud total de carga. M Longitud de carga de fondo. M Longitud de carga de columna. M ltura de anco.
(ota= 5ara mallas tres olillo se dee incrementar #a$ en CKF.
5.5 MODELO MATEMATICO DE DINIS DA GAMA En investigador *inis *a Rama considera que la voladura de rocas como un proceso de 3onminución determina una relación para la distriución de tama1os de fragmentos provenientes de una voladura de rocas< " la expresión matemática de este modelo es la siguiente= Pd
= aw b d
c
*onde= 5d M 5orcentaDe acumulado en peso que pasa la malla de tama1o d. ` M 3antidad de energía necesaria para fragmentar una tonelada de roca J`h-tn. d M 'ama1o del fragmento de referencia.
I M Iurden %m&. a,,c M 5arámetros numéricos que dependen de la naturaleza de la roca, tipo de explosivo " de las mallas de perforación " voladura. 5ara el fragmento más grande d máximo. 5d M C
d%ax
=
a 1/ c w b / c
Los valores de a, " c son constantes que pueden ser otenidos de una serie de prueas hechas aDo las mismas condiciones. sí mismo, es necesario cuantificar a, " c en términos de propiedades de la roca, tipo de explosivo, geometría del disparo, discontinuidades geológicas, calidad de roca, presencia de agua, etc.
5.6 LA VELOCIDAD PICO PARTICULA COMO MODELO MATEMATICO PARA EL CONTROL DE LA FRAGMENTACION 5.6.1 INTRODUCCION Los fragmentos producidos por la voladura no solo deen ser manipulales por los equipos de carguío, sino tamién deen pasar fácilmente por las aerturas de las chancadoras primarias. demás, el grado de fragmentación influencia significativamente en los costos de excavación. 5or lo tanto, la predicción de la fragmentación es una técnica importante a aprender. Es necesario tener en cuenta que la forma general de los fragmentos " su distriución del tama1o de los mismos están controlados por tres factores= La cantidad de explosivos " su secuencia de iniciación, su distriución dentro de la masa rocosa " la estructura de la roca %Dunturas, grietas " planos de estratificación&. En el presente traaDo se explica primeramente el mecanismo de fracturamiento alrededor de un taladro, seguidamente se analiza la influencia de las superficies lires en el proceso de fragmentación< " luego se descrie cómo la estructura de Dunturas " fisuras en la roca influencian el proceso. inalmente conociendo lo antes se1alado " saiendo que la velocidad pico partícula nos permite predecir el da1o que puede ocurrir en cualquier estructura, mediante la utilización de la densidad de carga lineal, cuantificamos el valor de la velocidad pico partícula en cualquier punto distante de la carga explosiva, " seguidamente podemos predecir el grado de fragmentación mediante una función hiperólica. Este caso contrario, este mismo criterio se puede resumir a un modelo matemático en el que se calcula los esfuerzos generados por las ondas sore la roca " se puede pronosticar la fragmentación a ocurrir.
5.6.+ MECANISMOS DE FRACTURAMIENTO 3uando una carga explosiva es detonada la velocidad de detonación varía desde ;KKK a @KKK m-seg., dependiendo del tipo de explosivo " del diámetro
de carga. En el frente de la onda de detonación la presión varía entre K,? a :K R5a. o ? a CK R5a. para un taladro cargado con un alto explosivo. !na carga explosiva detonada dentro de un taladro genera una onda de choque que viaDa radialmente fuera de la carga, " llega hasta cerca a dos tercios de la distancia a las superficies lires antes de que empiece a generarse grietas radiales apreciales. Luego, esta onda es refleDada hacia atrás de las superficies lires como una onda de tensión. La deformación cerca al taladro inicialmente es plástico, luego es seguido por grietas< la interacción entre el sistema de fracturas radiales en expansión " la onda de tensión refleDada da una ma"or velocidad de propagación a aquellas fracturas que son paralelos al frente de la onda de tensión. %igura @.C&.
3omo se puede oservar, la presencia de una superficie lire modifica las etapas finales de la propagación de las grietas. 3onsecuentemente, el único factor geométrico más importante en el proceso de la fragmentación es la presencia de caras lires %superficies lires&. La presión del gas de una carga detonada en un taladro expandirá al mismo, pero no será una fragmentación verdadera " el movimiento de la roca será leve excepto a un diámetro del taladro. La fragmentación verdadera resulta del movimiento a gran escala de la roca al ser lanzada más allá de las caras lires. 'amién es necesario indicar que las mallas de perforación " voladura con grandes valores en la relación espaciamiento-urden %de B=C a A=C&, dan como resultado una uena fragmentación en la voladura de ancos a gran escala. Reneralmente en la industria minera nacional se utiliza hasta una relación urden-espaciamiento de :=C.
5.6.2 ONDAS DE ESFUERZO EN LA ROCA La onda de choque generada por la detonación de una carga explosiva inicialmente es fuerte, luego se convierte en ondas de esfuerzo en la roca circundante. medida que la onda se mueve radialmente hacia fuera del taladro, la amplitud %presión& disminu"e " la onda llega a ser compresiva "
elástica %onda 5&. Las ondas 2 " )a"leigh ) son formados como un resultado de la interacción de la onda 5 con la superficie lire %figura @.:&.
3uando se quiere cuantificar la fuerza de la onda en una región distante de la carga detonante es útil usar la velocidad pico partícula como una medida. 5ara tal fin se considera que la velocidad pico partícula satisface la ecuación siguiente= Zα v M U ──── %C& )ß *onde Z es el peso de la carga en Jg., ) es la distancia en metros< " J, α " ß son constantes. J se expresa en m-seg. Las ondas de esfuerzo se mueven en diferentes velocidades 3 5≈?KKK m-seg., 32≈;KKK m-seg., 3 )≈:?KK m-seg. *ependiendo del tipo de onda podemos otener un estimado del esfuerzo % σ& o deformación % ε& en las rocas con la relación siguiente= σ ε M ───────
E
v ≈ ──────
%:&
3
*onde σ " E en R5a. 5.6.3. DAWO DE LA VI:RACION La resistencia a la tensión a través de una Duntura es la más déil en la resistencia general de una masa rocosa. La onda de esfuerzo generada por la detonación da surgimiento a deformaciones transitorias en la masa rocosa, siendo una parte de éstas deformaciones por tensión, " ocurren en las Dunturas causando fracturamiento de las mismas aún en esfuerzos de tensión menores a la resistencia a la tensión del material rocoso circundante a las Dunturas.
*eido a la corta duración de la tensión, la fractura se are unos pocos micrones. 2in emargo el da1o es irreversile " el resultado es un leve esponDamiento e involucra una menor resistencia de la masa rocosa. ma"or intensidad de la onda de esfuerzo el esponDamiento " la pérdida de resistencia sería ma"or. En toda masa de roca existe intersecciones de Dunturas de diferentes resistencias como se puede oservar en la figura @.;< el tama1o de la carga influencia en el da1o a la roca " en la distriución del tama1o de los fragmentos. 3erca a la carga el ma"or da1o a las Dunturas lleva a una separación completa de los fragmentos de la roca a lo largo de las superficies de los planos de intersección de las Dunturas. En una región intermedia, los dos planos de Duntura más déiles serán separados. una distancia ma"or, sólo el más déil de las Dunturas llegará a ser da1ado. uera del círculo grande no ocurrirá da1o. 3onsiguientemente podemos entender cómo la estructura de las Dunturas, el tama1o de la carga, " la separación de los taladros influenciarán en la forma " tama1o de los fragmentos en la voladura. /viamente, los taladros de ma"or diámetro causarán ma"or da1o que los taladros de diámetro peque1o. 8u" cerca a la carga los esfuerzos son altos para causar fracturamiento " trituramiento del material rocoso homogéneo entre las Dunturas. 2in emargo, en la ma"oría de las rocas competentes, esto afecta una fracción mu" peque1a del volumen de roca fragmentada. El nivel de esfuerzo está influenciado por la presencia de superficies lires cercanas, por la estructura de Dunturas, fracturas aiertas o Dunturas rellenadas con material suave. 'amién, el fracturamiento ocurre a lo largo de las Dunturas en vez que a lo largo de las direcciones del esfuerzo de corte máximo deido a que las Dunturas son más déiles que la roca sólida entre las Dunturas.
3uando las construcciones son da1adas por las viraciones de la voladura, ésto usualmente se dee a la onda )a"leigh, la onda ma"or de la superficie lire, que causa las más grandes deformaciones " desplazamientos. 3uanto ma"or es el peso Z de la carga " la distancia ) desde la carga es más corta, más grande es el desplazamiento de la viración, la velocidad de partícula " la aceleración de partícula en esta onda de superficie. En el control de viraciones en construcciones un valor de v M ?K mm-s es un límite seguro, deaDo de este valor no ocurrirá da1o a un estructura residencial edificada en roca sólida.
La deformación impuesta sore una estructura se puede calcular tomando en cuenta la velocidad pico partícula la velocidad de cualquier onda en v ε M ───────
3
%:a&
5or consiguiente, si la velocidad de la onda es aDa, el límite de seguridad tamién es aDo. 5ara el mismo tipo de construcción anterior, sore arcilla húmeda o arena, el valor límite puede C:.? mm-s. !na construcción reforzada con acero sore una roca sólida dura puede resistir viraciones de amplitudes hasta :KK mm-s sin ser da1ado. *e lo anterior se deduce que el da1o de la viración a la masa rocosa que circunda a una carga explosiva ocurre de la misma manera, aunque el valor límite de la velocidad de la viración para un da1o apreciale es alto. !n campo de esfuerzos dinámicos se estalecen deido a la carga detonante, " sus desplazamientos de alivio ocurren principalmente hacia la superficie lire. 5or lo que es necesario el uso de la 655. 3on experiencias otenidas, asociando las viraciones del terreno " el da1o a la roca en la voladura se puede predecir no solamente el da1o a la roca a una distancia leDana desde la carga detonante sino tamién el grado de fragmentación. Esto se realiza estimando la 655 en una región cercana a una carga larga tomando en cuenta la influencia de las superficies lires. Luego, se utiliza los valores de esa velocidad para estimar los esfuerzos.
5.6.4 ESTIMACION DE LA VPP DE LA VI:RACION EN REGIONES CERCANAS A UNA CARGA EXPLOSIVA 5ara este análisis utilizaremos la figura @.B. 2e asume que se tiene un taladro con una carga larga de longitud 0 " con densidad de carga lineal l. 5ara determinar el esfuerzo resultante en un punto 5 a una distancia perpendicular r desde el eDe de la carga, tamién se asume que en cualquier punto distante de la carga, la velocidad pico partícula de la viración resultante de la detonación de cada parte de la carga es positivo " se considera que la velocidad pico partícula de la viración es representativa del esfuerzo causado por la viración.
La ecuación C que es reiterada como ecuación ; nos permite descriir, generalmente, cómo el valor pico de la velocidad de partícula de la viración de la onda )a"leigh depende del peso de la carga explosiva %Z& " la distancia %)& Zα v M U ────
%;&
)ß *onde Z es el peso de la carga, ) es la distancia< " J, α " ß son constantes Los valores considerados para roca dura son= JMK.> m-s, αMK.> " ßMC.?. 2i Z es medido en Jg ., ) en m, " v en m-s. La ecuación es válida para cargas concentradas cu"as longitudes son peque1a comparadas a la distancia ). 0olmerg " 5ersson %C>A& usaron la ecuación ; para derivar una expresión que permita determinar el valor pico de la velocidad de la viración en la roca cercana a una carga explosiva alargada. 3onsiderando la intensidad de viración ?, se tiene que= C/α Z v ? M ──── M ──── %B& U )ß/α 5ara una carga explosiva mu" peque1a dZ, la intensidad de la viración d ? está dado por= C d? M ──── d )ß/α d
Z
%?&
4ntegramos la ecuación ? utilizando= dZ M l x
%@&
demás por la figura :B deducimos que= ) M [ro: %x G xo&:]C-:
%>&
Lluego, otendremos= w
= l∫
xo
dx
+(
%A&
β / 2α
x$
ro 2 + ( x − xo ) 2
Las ecuación A " B resultan en= w
x =" l ∫ x
o
$
dx
+(
r 2 + o
( x − xo )
β / 2α 2
α
%&
5ara ß M :α, la ecuación puede ser integrado para dar α l ( + x ! − xo + ar!ta r ro o
w ="
ar!ta
( x $ − xo ) ro
α
%CK&
Es necesario recordar que= l = *ensidad de carga lineal %peso de la carga-longitud unitaria de la carga& 0= Longitud de la carga xs = Longitud del taco< x = 3oordenada de posición a lo largo del eDe de la carga xo,, ro= 3oordenadas axial " radial del punto donde la viración es oservada. La figura @.? muestra dos diagramas derivadas de la ecuación que da la velocidad pico de la viración como una función de la distancia perpendicular desde la carga, con la densidad de carga lineal como un parámetro. La figura @.?a es una figura típica para una voladura de ancos con taladros de diámetro grande, " la figura @.? es para tunelería con taladros de diámetro peque1o.
La velocidad pico de la viración de tales cálculos han sido usados satisfactoriamente como una medida del da1o a la roca que queda. Los valores de K.> a C m-s fueron encontrado como indicadores de un primer indicio del da1o de la viración en la roca sólida dura mostrando un esponDamiento leve de la separación de las Dunturas existentes, " la formación de nuevas grietas diminutas. La superficie lire que provee alivio al esfuerzo en geometrías tales como aquellos en las figuras @.?a " @.? es el corte proveído por la voladura misma, es decir, la nueva superficie lire creada por las grietas que conectan a los taladros en una fila. 5ara voladura de ancos %figura @.?a& existe una superficie lire adicional, ésta es la parte superior del anco.
5.6.5
FRAGMENTACION
2e dee recordar que la fragmentación de la masa rocosa removida por la voladura es el resultado de la lieración de esfuerzos estalecidos por la presión de la carga detonante. 5ara lograr un índice aproximado de la fragmentación en diferentes partes de la masa rocosa removida asada en la ecuación , se prediDo el grado de fragmentación de la manera siguiente= 2e asume que el campo de esfuerzo estalecido en un punto de la masa rocosa por la acción de la detonación es dependiente de la distancia desde la carga explosiva a aquel punto. 5ara determinar el valor de J, es necesario entender que como la masa rocosa removida está limitada por dos superficies lires la deformación es más notoria. Esto se toma en cuenta usando un valor J más alto que aquel usado cuando la roca es parte de una masa semiGinfinita. 5ara una roca dura se utilizó J M C.B m-s. La figura @.@a muestra contornos de igual velo cidad pico de la viración alrededor de una carga alargada, usando JMC.B m-s para la roca que está siendo removida, " JMK.> m-s para la roca que queda. La fragmentación está determinada por la resistencia crítica a la fractura de los diferentes planos de deilidad o sistemas de Dunturas existentes. Esto puede ser expresado mediante la velocidad pico crítica equivalente de la viración que solo causa fractura. Las Dunturas individuales en realidad tienen una resistencia que está distriuida estadísticamente alrededor de un valor promedio. 2e puede ahora superponer los sistemas de Dunturas, cada uno con su propia distriución estadística de las velocidades pico críticas de la viración, en la parte superior del de las velocidades pico de la viración se muestra el valor J más alto con el que traaDó en la ecuación . Esto hace posile predecir la distriución del tama1o de los fragmentos en cada parte de la masa rocosa removida. 3omo un primer paso se asume que el tama1o del fragmento es una función hiperólica de la velocidad pico de la viración. L M %Lo&J-%v G vo&
%CC&
*onde L o es un tama1o característico del fragmento determinado por la estructura de la roca " vo es la velocidad pico crítica que solo causa la primera fractura. Los contornos de la igual velocidad pico partícula de la figura @[email protected] pueden así ser transformados en contornos de igual tama1o de fragmento usando la ecuación CC. Los valores adecuados para roca sólida dura son= L o M ; m< " vo M C m-s. la figura @.@ muestra estos contornos del tama1o de fragmentos para el caso mostrado en la figura @.?a. Es necesario recordar que para el valor de J se toma en cuenta aquel que se encuentra en la parte superior del gráfico.
5.7 PREDICCION DE LA FRAGMENTACION C. :. ;.
E* mo&$*o b=s'o A)*'%'!" &$* Mo&$*o &$ uHR%m :b*oB-%@?%
E* mo&$*o b=s'o La ingeniería de la fragmentación va a ser una importante parte en la minería en el futuro. 5ues las máquinas de carguío son más automatizadas " las faDas transportadoras son una regla, en vez de una excepción, entonces será requerida una especificación del tama1o para el material fragmentado. Esta sección presenta cierta información fundamental sore este tema. La ma"or parte de esta información ha sido adaptada de las pulicaciones hechas por 3unningham %CA;, CA>&. !na relación entre el tama1o medio del fragmento " la energía aplicada a la voladura por unidad de volumen de la roca %carga específica& ha sido desarrollada por Uuznetsov %C>;& en función del tipo de roca. 2u ecuación es la siguiente=
%C& *onde
M tama1o medio de los fragmentos, cm., M factor de roca %Vndice de 6olailidad& M > para rocas medias, CK para
rocas duras, altamente fracturadas, C; para rocas duras déilmente fracturadas, taladro M Iurden x Espaciamiento x ltura de anco, la carga explosiva en cada taladro.
M volumen de roca %m;& a romper por el
M masa %Jilogramo& de '(' que contiene la energía equivalente de
La fuerza relativa por peso del '(' comparado al (/ %(/ M CKK& es CC?. 5or lo tanto la ecuación %B.??& asada en (/ en vez de '(' se puede escriir como
%:&
*onde
M masa del explosivo utilizado %Jilogramo&,
M fuerza relativa por peso del explosivo (/ %(/ M CKK&.
Wa que
%;& *onde U M actor 'riturante %carga específica& M Jg-m ;. La ecuación %:& se puede reescriir como
%B& La ecuación %B& se puede utilizar ahora, para calcular la fragmentación media % 2olucionando la ecuación %B& para U tenemos=
%?&
& para un factor triturante dado.
!no puede calcular el factor triturante %carga especifica& requerido para otener la fragmentación media deseada. 3unningham %CA;& indica que en su experiencia el límite más aDo para incluso en tipos de roca mu" déiles es MA " el límite superior es M C:
En una tentativa de cuantificar meDor la selección de La \\,ecuación el Vndicees= de 6olailidad propuesto inicialmente por Lill" %CA@& se ha adaptado para esta aplicación %3unningham. CA>&.
%@& donde los diversos factores se definen en la 'ala C.
T%b*% 1 F%'to- [A[ &$ Cu"""B%m
S mbo * o
D$s ' - )' o "
*
actor de )oca
96"
*escripción de la 8asa )ocosa
V% * o - $ s C: aA
G*esmenuzaleriale -
CK
G 6erticalmente racturado
@F
8asivo G @F
@4AB@4*
@4A
Espaciamiento de la fracturas verticales
K.Cm
G
?K
CK
G K.C a 6A
:K
G 6A a "4
?K
6A
8u" Rrande %m&
"4
'ama1o %m& deldise1o de perforación asumido "4 6A
@4*
ngulo del plano de las fracturas GIuzamientohaciafueradelacara
:K
perpendicular G alacara
;K
GIuzamientohaciadentrodelacara 9"D
Vndicededensidaddelaroca
BK :?x
9" _ ?K
9"
*ensidad % t-m ;&
3F
actor de *ureza G si " ?K R5a
3F - "-!
G si " [ ?K R5a
3F - CA+5
E
8odulo de Woung %R5a&
CA
uerza 3ompresiva no 3onfinada %85a&
*os eDemplos, para ilustrar este procedimiento han sido dados por 3unningham %CA>& Ejemplo 1: Una lava granulosa fina masiva
En este caso el !32 es BKK 85a, el módulo de Woung es AK R5a " la densidad es :. t-m;. Existen peque1as Dunturas cerradas. El !32 determina el factor de dureza.
Ejemplo 2: Una pizarra carbonífera friable, horizontalmente estratificada.
El modulo de Woung medio es CA R5a " la densidad es :.;t-m;. W determina el factor de la dureza.
Es importante, conocer la distri(ución de la fragmentación como tamién el tama1o medio de la fragmentación. l respecto se ha encontrado que el fórmula de la )esinaG)ammler
%>&
*onde M el tama1o de la malla, M el tama1o característico, n M índice de uniformidad, ) M proporción de material retenido en la malla, nos da una descripción razonale de la fragmentación en la voladura de roca. El tama1o característico % & es simplemente un factor de escala. Es el tama1o a través del cual el @;.:F de las partículas pasaron. 2i conocemos el
tama1o característico % & " el índice de uniformidad %n& entonces una curva típica de fragmentación tal como esta graficado en la igura C puede ser trazada.
ig. C 3urva de ragmentación típica donde se puede oservar el porcentaDe pasante como función de la aertura de la malla La ecuación %>& puede ser reacomodada para otener la siguiente expresión para el tama1o característico
%A& Wa que la fórmula de Uuznetsov permite hallar el tama1o valores de
de la malla por el cual el ?KF del material pasa, sustituimos estos
en la ecuación %A&, encontrando
%& La expresión para \n\ desarrollada por 3unningham %CA>& a partir de prueas de campo es=
%CK& *onde I M urden %m&, 2 M espaciamiento %m&, *Y M diámetro del taladro %mm.&, Z M desviación estándar de la precisión de perforación %m&, L M longitud total de la carga %m&, 0 M altura del anco %m&.
Los valores del urden %I& " el espaciamiento utilizados en la ecuación %CK& pertenecen al modelo de perforación " no al modelo de sincronización. 3uando ha" dos diferentes explosivos en el taladro %carga de fondo " carga de columna& la ecuación %CK& se modifican a
% CC& *onde I3L M longitud de carga de fondo %m&, 33L M longitud de la carga de columna %m&, I2 M valor asoluto. Estas ecuaciones son aplicadas a un patrón de perforación %en línea& cuadrado. 2i se emplea un patrón de perforación escalonado, n aumenta en CKF. El valor de n determina la forma de la curva de )osinG)ammler. 6alores altos indican tama1os uniformes. 5or otra parte valores aDos sugieren un amplio rango de tama1os inclu"endo fragmentos grandes " finos. El efecto de los diferentes parámetros de voladura en \n \ se indica aaDo=
P%- = m$ t - o
[" [ s$ "' - $ m$ " t% t %* 'o m o $* )% - = m $t - o
Iurden-*iámetrodel'aladro
disminu"e
5recisiónde5erforación
aumenta
Longitud de 3arga-ltura del Ianco
aumenta
Espaciamiento-urden
aumenta
(ormalmente se desea tener la fragmentación uniforme por eso es que altos valores de n son preferidos. La experiencia de 3unningham %CA>& ha sugerido lo siguiente=
C. El rango normal de \n\ para la fragmentación de la voladura en un terreno razonalemente competente es de K.>? a C. ?, siendo el promedio alrededor C.K. 8as en rocas competentes tiene valores más altos. :. 6alores de k n k deaDo de K.>? representan una situación de \finos " de rocas grandes\, cuando esto ocurre en una escala amplia en la práctica, indica que las condiciones de la roca no permiten el control de la fragmentación a través de camios en la voladura. 'ípicamente esto se srcina cuando se descure una sorecarga en un terreno alterado. ;. 5ara valores deaDo C las variaciones en el índice de la uniformidad %n& son más propensas presentar fragmentos grandes " finos. 5ara valores de n M C.? " superiores, la textura del material fragmentado no camia mucho, " errores en nuestro criterio son menos punitivos. B. La roca en determinado sitio tiende a fracturase en una forma particular. Estas formas pueden llamarse aproximadamente \cuos k, \laminas\ o \fragmentos\. El factor de la forma tiene una importante influencia en los resultados de las prueas de tamizado, pues la malla generalmente usadadimensión es cuadrada, " retendrá la tama1o ma"or parte los fragmentos que tengan cualquier ma"or que la del de lade malla. Esta cominación de las ecuaciones de Uuznetsov " de )ossinG)ammler el llamado modelo de la fragmentación del UuzG)am. 2e dee tomar precaución al aplicar este modelo simple. Los puntos siguientes deen ser recordados %3unningham, CA;&=
la iniciación " la sincronización deen ser aDustados para aumentar razonalemente la fragmentación " evitar fallas de tiro o tiros cortados. el explosivo dee producir una energía cercana a la 5otencia )elativa por 5eso • calculada. •
El fracturamiento " la homogeneidad del terreno requieren una evaluación cuidadosa. La fragmentación se realiza a menudo en la estructura de la roca, especialmente cuando la separación del fracturamiento es más peque1a que el modelo de perforación. •
A)*'%'!" &$* Mo&$*o &$ uHR%m Existen diferentes escenarios de voladura que pueden evaluarse usando el modelo de fragmentación de UuzG)am. Los dos eDemplos considerados por 3unningham %CA;& serán explicadas en detalle. La información común a amas es= * M diámetro del taladro M ?K, >?, CC?, C@?, :KK, :?K " ;CKmm 2-I M relación espaciamientoGurden M C.;K PM 'aco M :K x diámetro del taladro %m& Z M desviación del taladro M K.B? m. M constante de roca M CK 5Mdensidad del (/ M KK Ug-m; 0 M ltura de anco M C: m . Ejemplo 1. ragmentaci!n media "onstante
En este primer eDemplo, los dise1os para cada uno de los > diferentes diámetros de taladros deen ser determinados aDo la restricción de que la fragmentación media para cada uno dee ser constante en M ;K cm. Este es el mismo tipo de prolema que se tiene cuando el mineral dee pasar a través de una trituradora peque1a. La distriución de la fragmentación " el tama1o máximo de ancos tamién deen ser calculados.
P%so 1La cantidad de explosivo %
& que dee contener cada taladro, sore el nivel del pie del anco, se calcula.
%C:& *onde * M diámetro del taladro %m&, L M longitud de carga sore el pie del anco %m& M 0 G :K*, 0 M altura de anco.
Los valores de L " , son mostrados en la 'ala : para los diversos diámetros del taladro. *ee notarse que el efecto de cualquier su perforación no ha sido incluido.
P%so + El actor 'riturante %U& requerida para otener el tama1o medio de la fragmentación constante M CK se calcula usando
5ara el (/,
M CKK, por lo tanto
%C;&
M ;K cm en una roca con una
Los valores resultantes son mostrados en la 'ala :.
T%b*% +. V%*o-$s '%*'u*%&os )%-%K LK
# $m%
'omo u"% @u"'!" &$* &=m$t-o &$* t%*%&-o )%-% $* E$m)*o 1
& $m%
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P%so 2!tilizamos los valores conocidos de "
para determinar el volumen de la roca %
& que puede romperse.
%CB& Wa que la altura de anco %0 M C: m& " la relación de espaciamientoGurden es mantenido constante %2-I M C.;K&, los valores de I " 2 se hallan usando la Ecuaciones %C?& " %C@&
%C?&
%C@& Los valores son mostrados en la 'ala ;
P%so 3Los valores de n son calculados usando la Ecuación C%K&
*onde * k M diámetro de la perforación en el milímetros.
Los resultados son mostrados en la 'ala B
T%b*% 2. V%*o-$s '%*'u*%&os &$
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K : S $" @u"'!" &$* &=m$t-o &$* t%*%&-o )%-% $* E$m)*o 1.
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P%so 4= El tama1o característico %+c& se determina aplicando la Ecuación %A&
5ara el caso especial cuando
sí
%C>& Los valores resueltos, para Gc, son mostrados en la 'ala ?
P%so 5!tilizamos la ecuación %>&
5ara calcular valores de ) %la fracción retenida& para diferentes tama1os %Gc&. en estos casos los tama1os seleccionados son ? cm., ;K cm., ?K cm. " CKK cm. !sando los valores de n " de Gc para un diámetro de taladro M :KK mm. encontramos lo siguiente.
2ustitu"endo los valores deseados de +
/ $cm%
0
?
K.:?
;K
K.?KK
?K
K.:>?
CKK
K.K?K
7ue quiere decir que ?F %) M K.K?& del material sería retenido en una malla con una aertura de CKK cm. 'al como esperar que el ?KF %) M K.?K& del material sea retenido en una malla con ;Kcm de aertura. Los valores, para los otros diámetros de taladro se dan en la 'ala ?.
T%b*% 4. Po-'$"t%$ $()-$s%&o 'omo u"% -$*%'!"/ -$t$"&o 'omo u"% @u"'!" &$* &=m$t-o &$* t%*%&-o $* t%m%Yo &$ *% m%**%
#imetro del aladro $mm.%
orcentaje 0etenido $0%
X J 4 'm .
X J 29 'm.
X J 49 'm.
X J 199 'm.
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K.CC
P%so 6!tilizamos la Ecuación %CA& para c alcular el máximo tama1o de los ancos producidos %8'I&.
%CA& Esto se define como el tama1o de la malla por el cual el AF %el tama1o medio : desviaciones estándar& del m aterial pasaría. El 'ama1o máximo de los ancos para los diversos diámetros de taladro, que corresponde a ) M K.K: son mostrados en la 'ala @. Los resultados son trazados en el la igura :. 2e puede ver que cuando el diámetro del taladro aumenta,
a. la carga específica requerida aumenta mu" aruptamente . el tama1o máximo de los ancos aumenta drásticamente cuando el diámetro del taladro es ma"or de CC?mm. Esto es deido a resultados contradictorios de la relativa precisión de perforación " la igualdad de distriución de los explosivos. Lo anterior meDora " lo posterior empeora con el aumento del diámetro del taladro. c. unque la fragmentación media es constante, la proporción de amos finos " gruesos aumenta.
igura :. 3arga Específica, 5orcentaDe 5asante en 5eso " 'ama1o máximo de los ancos como función del *iámetro del 'aladro
T%b*% 5. T%m%Yo M=(mo &$ *os :%"'os 'm/ 'omo @u"'!" &$* &=m$t-o &$* t%*%&-o
# mm /
T%m%Y o M=( mo &$ *os :%"'o s 'm/
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CCK
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CKA
C@?
CC?
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C:B
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CB?
;CK
C;
Ejemplo 2. actor riturante $densidad de carga% constante
En este segundo eDemplo el actor 'riturante %U& será tomado constante M K.? Ug-m ;
W el
• tama1o máximo del fragmento. • tama1o medio del fragmento, • distriución de la fragmentación, 2erán calculados con diámetros de los taladros desde ?K mm. hasta ;CK mm. 3omo en el eDemplo anterior lo siguiente será asumido
*NF& %
M KKUg-m ;&
A+H M C.;
'aco M :K veces el diámetro del taladro %m&
La cantidad de carga por cada taladro % & en la longitud de carga %L& será igual que en EDemplo C. Los valores de urden " el espaciamiento son dados en la 'ala >. Los valores de n son calculados ahora usando la Ecuación %CK&. Los valores están mostrados en la 'ala >.
T%b*% 6. V%*o-$s &$ *% *o"Btu& &$ '%-B%K bu-&$"K $s)%'%m$"to " )%-% $* $$m)*o +
# $mm%
El tama1o medio de la fragmentación %
& $m%
$m%
$m%
n
?K
CC.K
C.?A
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C.:;?
>?
CK.?
:.;C
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C.;;@
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B.B;
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C@?
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C.:@A
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>.KK
C.B
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>.K
@.;K
A.C
C.K>;
;CK
?.A
>.CC
.:B
K.C:
& se calcula usando la Ecuación %B&
Los valores calculados son mostrados en la 'ala A. El tama1o característico +c es otenido por
Estos valores se han agregado a la 'ala A. inalmente, el tama1o máximo de los ancos %tama1o de malla por el cual pasa el AF del material& según lo determinado por
2on mostrados en la 'ala A. Los porcentaDes retenidos en mallas que tienen aerturas de CKK cm. " ? cm. se han calculado usando
2on dados mostrados en la 'ala . Los valores se han trazado en la igura ;. se oserva que cuando el diámetro del taladro aumenta,
a. se incrementa el tama1o medio de la fragmentación por encima del @KF . EL fragmento mas grande %[CKK cm.& se incrementa desde ?F hasta :?F c. los finos no varían mucho pero son mínimos para los diámetros medianos. Los diámetros peque1os generan más finos deido a la proximidad de los taladros " un ma"or efecto sore el error de perforación. En taladros de diámetros grandes son causadas por la trituración intensiva alrededor de la pared del taladro. d. el tama1o máximo de la fragmentación aumenta Dusto entre C m hasta casi :.A m. En una sorecarga la fragmentación rara vez es un factor crítico " el dise1o de voladura para taladros grandes se puede asar en un actor 'riturante constante.
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of th 4nterior, Iureau of 8ines !2.for _ CA: Zilliam 0ustrulid \Ilasting /pen 5it 8ining\ :KKK •
5or= St$,$" G%,*%" saghjchichohotmail.com lumno del + 2emestre de la acultad de 4ngeniería de 8inas !niversidad (acional de 3entro del 5erú
VII. EFECTOS MEDIO AM:IENTALES DE LA VOLADURA DE ROCAS 6.1 INTRODUCCION Existen cuatro efectos medio amientales causados por la voladura= C. Esquirla de roca. :. 6iraciones del terreno. ;. ire producido por la voladura %airlast&. B. 5olvo " gases. La esquirla de roca es causa potencial de muerte, lesiones serias " da1os a propiedades. Las viraciones del suelo " el golpe de aire son causas potenciales de da1os a propiedades " molestias personales, pero es mu" improale que causen lesiones personales. La esquirla de roca, las viraciones del suelo " el golpe de aire, representan energía explosiva perdida. Excesivas cantidades de estos efectos laterales no deseados son causados por un dise1o de voladura impropio o falta de atención a la geología. 3uando suceden excesivos efectos laterales, parte de la energía explosiva que fue destinada para dar una adecuada fragmentación de la roca " el desplazamiento, es perdida hacia las rocas vecinas " la atmósfera. 5rolemas serios de gas polvo, son raramente ocasionados por la voladura de rocas. !na cantidad más grande lo normal de polvo podría ser causada por un disparo violento. Rases nocivos, normalmente óxidos de nitrógeno o monóxido de carono, son el resultado de una reacción ineficiente del explosivo. *eido a su naturaleza esporádica, las voladuras no representan una fuente significativa de contaminación del aire. 3uando se eDecutan voladuras en las proximidades de estructuras tales como casas, hospitales, escuelas " templos, una inspección previa a la voladura, documentando la condición de las estructuras, frecuentemente es eneficiosa. !n a la voladuraentre tienelaun dole propósito. En primer lugar, éstainspección incrementaprevia la comunicación comunidad " el operador de la mina. 2e ha reconocido ampliamente que las uenas relaciones púlicas son el meDor medio del operador para reducir las demandas causadas por la voladura. !na inspección previa a la voladura a"uda al operador a mantener uenas relaciones con la comunidad. 8uchas compa1ías han estado realizando inspecciones previas a la explosión por a1os " han encontrado que éstas son una excelente inversión.
El segundo propósito de una inspección previa a la voladura es proveer un registro de ase de la condición de una estructura contra el cual los efectos de la voladura pueden ser evaluados. 3uando se comina con una inspección posterior a la voladura, ésto a"udará a asegurar una resolución equitativa de los reclamos deido a los da1os de la voladura. 2e requiere una inspección previa a la voladura solicitud de los propietarios de todas las casas al alcance de K,? millas de la voladura en minas de carón en superficie. !na uen un registro de las voladuras es esencial para cualquier operación de voladura exitosa. !n registro de voladuras es útil en determinar la causa de los resultados no deseados de la voladura tales como esquirlas de roca, golpe de aire, viraciones del suelo " una fragmentación deficiente. El registro de voladuras podría asimismo proveer una excelente evidencia en litigios por da1os de voladura o molestias. *ependiendo de la situación de la voladura, alguna información contenida en el registro de voladura podría no ser requerida. l reverso del registro de voladuras, deería diuDarse un osqueDo de la plantilla de la voladura, inclu"endo retardos " otro osqueDo de un taladro cargado típicamente.
REGISTRO DE VOLADURA echa=GGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGG 3ompa1ía=GGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGG Lugar de la voladura= GGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGG 'iempo de la voladura=GGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGG echa de la voladura=GGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGG (omre del encargado de la voladura=GGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGG *irección=GGGGGGGGGGGGGGGGGGG.*istancia=GGGGGGGGGGGGGG de la voladura a la construcción de una vivienda, escuela, iglesia, comercio u otra institución. 3lima=GGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGG'emperatura=GGGGGGGGGGGGGGGGG*irección " velocidad del viento=GGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGG3uierta de nues=GGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGG 'ipo de material volado=GGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGG (úmero de taladros=GGGGGGGGGGGGGGIurden=GGGGGGGGGGGGGGGGEspaciamiento=GGGGGGGGGGGGG 5rofundidad=GGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGG*iámetro=GGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGG 'ipo de explosivo usado= GGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGG 5eso máx. de explosivo detonado dentro de cualquier período de ms=GGGGGGGGGG (úmero máx. de taladros detonados dentro de cualquier período de ms=GGGGG 5eso total de explosivos, inclu"endo primers, de esta voladura=GGGGGGGGGGGGGGGGGGGG 8étodo de iniciación " tipo de circuito= GGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGG 'ipo " longitud de taco=GGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGG ueron usados esteras u otros tipos de protección^GGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGG 'ipo de fulminante de retardo usado=GGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGG 5eriodos de retardo usados=GGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGG *atos sísmico= 'GGGGGGGGGGGGGGGGGG, 6GGGGGGGGGGGGGGGGG, LGGGGGGGGGGGGGGGGGGGG, dIGGGGGGGGGGGG !icación del sismógrafo=GGGGGGGGGGGGGGGGGGGG*istancia desde la voladura=GGGGGGGGGG (omre de la persona que toma la lectura del sismógrafo=GGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGG (omre de la persona " empresa que analiza el registro del sismógrafo=GGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGG GGGGGGGGGGGGGGGGGGG irma del encargado de la voladura=GGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGGG Ejemplo de un registro de voladura.
6.+ ES#UIRLA DE ROCA La esquirla de roca, principalmente asociada con la minería de superficie, es el efecto más peligroso de las voladuras. Esta es la causa principal de muerte in situ " da1o de equipo a partir de la voladura. /casionalmente, la esquirla de roca saldrá del lugar de la mina " ocasionará serias lesiones " da1os a las personas " a la propiedad más allá de los límites de la mina. Las distancias de la esquirla de roca pueden oscilar desde cero, para una voladura ien controlada en una mina de carón en superficie, hasta cerca a una milla para una voladura poremente confinada de una mina grande de roca dura. El término esquirla de roca %fl" rocJ& puede ser definido como un lanzamiento no deseado del material. *esplazamientos de la pila de escomros en el orden de CKK pies son deseales frecuentemente para ciertos tipos de equipo de carguío tales como cargadores frontales. ún desplazamientos más grandes podrían ser deseales para calcular explosivos para la remoción de desmonte. 6.+.1. CAUSAS ; MITIGACION La excesiva esquirla de roca es causada más frecuentemente por una voladura impropiamente cargada o impropiamente dise1ada. !n urden menor que :? veces el diámetro de carga frecuentemente da un factor de potencia demasiado alto para la roca que está siendo volada. El exceso de energía explosiva da como resultado distancias largas para la esquirla de roca. 5or otro lado un urden excesivamente grande podría causar violencia en la zona del collar, especialmente cuando una cantidad inadecuada o un tipo inefectivo de taco es usado. Esta situación se arregla cuando se usa un iniciador en la cresta como oposición al iniciador del centro o de la ase. 5ara prevenir o corregir prolemas de esquirla de roca, el encargado de la voladura deería asegurarse que el urden es apropiado " que la distancia del collar sea suficiente. El material de un cuarto de pulgada de tama1o realiza meDor contención que el material fino, particularmente cuando ha" presencia de agua en los taladros. En algunos casos, podría ser necesario extender la zona de del taco por encima de la carga principal " usar un piso peque1o para reducir la esquirla de roca " aún asegurar que la roca de la zona superior sea querada. La iniciación en la parte superior la cúspide es particularmente una práctica mala en donde la esquirla de roca representa un prolema. En disparos de filas múltiples, retardos más prolongados entre las filas posteriores, en el orden de CK 82 por pie de urden, podrían reducir la esquirla de roca. 2e deerían tomar precauciones contra los tiros cortados cuando se usan retardos de este tiempo. Las zonas déiles " los vacíos son a menudo causas de esquirla de roca. Estos prolemas potenciales pueden algunas veces ser prevenidos una consulta con el perforista " a través de la experiencia anteriorpor en medio el áreade que está siendo volada. !na carencia anormal de la resistencia a la penetración de la perforadora usualmente nos indica una capa de limo, una zona de roca incompetente o aún un vacío. El perforista deería anotar la profundidad " la rigidez de esta zona de poca consistencia en la hoDa de perforación. 3ualquier explosivo cargado en esta zona seguirá la línea de menor resistencia " reventará causando esquirla de roca %figura >.C&. 4nstalando unos pocos pies de
taco en vez de explosivo en esta área, reducirá la proailidad de esquirla de roca %figura >.:&.
Las zonas de vacío tales como galerías de mina o cavidades de solución causan explosiones violentas cuando son rellenadas con explosivos. 2iempre resulta ser una uena idea medir el carguío de la columna, mientras se procede a la carga del explosivo. 2i el carguío es anormalmente lento, la zona deería ser atacada, " continuar con el carguío de la columna de explosivo sore ella. La medición del carguío de la columna tamién asegurará que se está deDando una cámara adecuada para el taco sore la carga.
6.+.+. MEDIDAS PROTECCION (o ostante a un DE uen dise1o de voladura " una planificación cuidadosa, se podría presentar ocasionalmente esquirla de roca " siempre se dee estar protegido contra ella. 2iempre se dee mantener algún margen de error. Las distancias anormalmente largas alcanzadas por la esquirla de roca deerían ser medidas " registradas para referencias futuras. La extensión del perímetro protegido deerá tomar en cuenta estos casos. !n número adecuado de custodios deen apostarse a distancias de seguras. 3ualquier persona dentro de este perímetro deerá tener cuierta segura " deerá estar adecuadamente advertida. )ecuérdese que las se1ales de advertencia, tiempos de voladura predispuestos o sirenas de alarma, en sí mismas, son raras veces adecuadas para la prevención de voladuras. Es particularmente ventaDoso si el encargado de la voladura tiene un campo dominante de visión del área de voladura, de tal manera que pueda aortar el disparo en el último minuto si fuera necesario. Las regulaciones de minas de carón de superficie de la /28 %EE.!!.& prohien que se lance esquirla de roca más allá de la zona protegida, a más la mitad de la distancia a la propiedad más cercana o estructura ocupada, " más allá del límite de propiedad del empresario minero. 'amién podrían existir regulaciones locales para la esquirla de roca. En voladuras peque1as o construcciones cerradas esteras especiales de protección podrían ser usadas para contener la esquirla de roca. 2in emargo, ésto no es práctico en voladuras de minas o en otras voladuras extensas.
6.2 VI:RACIONES DEL TERRENO 'odas las voladuras crean viraciones en el terreno, cuando un explosivo es detonado en un taladro, crea una viración querando todo el material circundante al taladro, tamién crea algunas roturas iniciales para una uena fragmentación, como la onda explosiva viaDa alrededor del srcen, entonces viene a ser una onda sísmica. La situación es similar cuando cae un pedazo de roca en aguas quietas. Las viraciones son medidas con el sismógrafo %figuras >.; " >.B&. Ellas son medidas en términos de amplitud %grado de viración&, en unidades de velocidad pulgadas-segundos. recuencia %número de veces en que el terreno se mueve periódicamente en determinado tiempo& en hertz ó ciclos-segundo. Los grados excesivos de las viraciones pueden da1ar las estructuras siendo éstos de aDo nivel o moderados, pueden causar molestias a la vecindad " causar reclamos legales por da1os " molestias. !na de las meDores estrategias contra lo dicho anteriormente, son las relaciones púlicas, mientras se hacen los esfuerzos para minimizar las viraciones en el terreno. El encargado de la voladura de la mina deerá informar a los residentes locales la necesidad " la importancia de la voladura " de las viraciones relativas en todo el terreno circundante. Es importante una respuesta pronta " sincera.
6.2.1. C%us%s Excesivas viraciones son causadas tanto por exceso de carga explosiva como además por un inadecuado dise1o de la voladura. 5arte de la energía que no es usada en la fragmentación, se desplaza en forma de ondas sísmicas dentro del terreno. El nivel de viración en un lugar específico es determinado por el
máximo peso de los explosivos usados en la voladura " la distancia entre la localización " la voladura. Los retardos en una voladura se hacen con una serie de peque1os espaciamientos entre taladros. La ma"oría de los esquemas productivos de las agencias reguladoras, determinan retardos de A a milisegundos, como el mínimo intervalo que puede ser usado entre carga, si es que ellas van a ser consideradas como cargas separadas para propósitos que consideran la viración< para otros intervalos menores dee considerarse una adecuada separación. 5ara voladuras ma"ores, se necesitan distancias ma"ores, para otener una verdadera separación entre las ondas de viración se requiere de intervalos ma"ores, porque la viración producida por cada carga individual, al final es para un período de tiempo más largo. En general, la amplitud de la viración cuando se hace una voladura, será ma"or en las estructuras circundantes a la formación rocosa, que en otras estructuras< no ostante, las viraciones deen ser ma"ores en frecuencia, lo cual reduce los da1os alrededor de la voladura. l cargar los explosivos consideramos el peso de éstos, los retardos, las distancias, incluso los tiempos de los intervalos. El nivel de viraciones en el terreno en un determinado lugar, son afectadas por dos factores. El primero es el sore confinamiento, la carga en un taladro con un urden dise1ado aproximadamente provocará menos viraciones por lira de explosivos, que una carga con demasiado urden %figura >.?&. !na excesiva sore perforación da como resultado a un extremado confinamiento " demasiada carga explosiva, esto tamién causará altos niveles de viración, particularmente si el primero es situado en la sore perforación. En filas múltiples de taladros existe la tendencia para que la última fila sea sore confinada, para evitar esto, frecuentemente se advierte de usar períodos de retardo de tiempo más largos entre las filas para estalecer meDores resultados. En algunos tipos de terrenos estos intervalos deen incrementarse para dar oportunidad a un uen equilirio. 2egundo, si los intervalos entre las filas son en secuencia regresiva, las viraciones en la dirección en que la secuencia proceda serán ma"ores %figura >.@& por el efecto ola de nieve.
Estudios recientes nos demuestran que los intervalos en milisegundos de los fulminantes comerciales son menos precisos de lo que creemos. 2e dee tener extremo cuidado entre los períodos de tiempo entre filas ad"acentes. 3uando sea crítico el otener un uen disparo, o uen resultado entre taladro " taladro, es uena idea el demorar más los intervalos de período entre los dos taladros.
6.2.+ N,$*$s &$ Vb-%'o"$s R$'om$"&%&%s T'"'%s &$ M$&'!" *os límites de viración son importantes< el nivel tope el cual posilemente cause da1o " el nivel tope el cual cause queDas de los vecinos. (o es necesario todavía provocar un nivel de viración que cause da1o. El nivel da1ino depende del tipo< condición " edad de la estructura, el tipo de terreno sore el cual la estructura "ace " la frecuencia de viración en hertz. El Iureau de 8inas de los EE.!!., desde fines de C>K, recomienda que en las voladuras donde la frecuencia está encima de los BK 0z, los niveles de viración se mantendran deaDo de : pulg-seg para minimizar los da1os. 2in emargo en minería " en el campo de la construcción donde se requiere de voladura, se provocan frecuencias deaDo de BK 0z, para estas voladuras se recomienda que el nivel de viración se mantenga deaDo de los K,>? pulg-seg para construcciones modernas " deaDo de los K,?K pulg-seg. 5ara construcciones
antiguas. 'odas estas consideraciones pueden camiar cuando se hace más refuerzos. La gente tiende a queDarse de las viraciones que están deaDo de niveles da1inos< se queDan por posiles da1os a la salud %a menudo cuando el propietario ocupa su casa&, causados por la operación en minería %voladura " duración de las viraciones&. El nivel de tolerancia puede ser deaDo de K,C pulg-seg., donde la actitud es hostil hacia las operaciones mineras. 3uando las polaciones cercanas tienen un aDo nivel de vida o cuando el promedio de edad de las personas es alto, las actitudes son hostiles, en camio cuando la ma"oría de gente depende de la minería para vivir, dando uenos traaDos " ha" uenas relaciones púlicas, se puede tolerar niveles incluso por encima de K,?K pulg-seg., siempre usando un uen dise1o de voladura " manteniendo uenas relaciones púlicas, es posile vivir en armonía con los vecinos sin acudir a la tecnología cara. Existe varias formas de hacer las mediciones de las viraciones, con frecuencia se prefiere recurrir a expertos para monitorear estos programas< deen usarse de preferencia sismógrafos que recopilan la información en papel. Los instrumentos que leen los picos de las viraciones son aratas " fáciles de usar " son adecuados para desvirtuar las queDas en la ma"oría de los casos. Los sismógrafos que recopilan más detalladamente la información, registro " la historia del tiempo son más usados para entender las viraciones en el terreno. 4nstrumentos que miden mutuamente tres componentes perpendiculares %radial, transversal " vertical& son comunes " regulan ien este tipo de medición< estos vectores siempre nos darán una uena lectura %usualmente entre CK a :?F meDor&, que los instrumentos más simples, porque estos instrumentos que consideran estos vectores dan una satisfactoria lectura, deen dar tamién una uena compilación de datos, aún cuando se requieran específicamente de tres componentes en la medición. lgunos sismógrafos requieren de un operador, mientras otros se operan remotamente, usualmente por el período de un mes en que se camian las aterías. El sismógrafo puede moverse hacia cada lugar específico de donde quiere otenerse el dato. 4nstrumentos remotamente instalados son usados cuando se hacen disparos donde no es posile enviar un operador cada vez< éstos deen ser instalados en lugares protegidos del clima " la temperatura. 3uando se recopilan datos remotamente es fácil detectar alteraciones, cuando los sismógrafos otienen toda una historia de datos de tiempo.
3uando se esperan de K,;8uchos g los sismógrafos deen ser ien adheridas a aceleraciones la superficie ma"ores del terreno. instrumentos están equipados con estaca para este propósito, donde sea posile, cuando se espera altas aceleraciones, el calirador dee ser enterrado " ien adherido en el piso. Los registros de los sismógrafos proveen una excelente evidencia en caso de queDas legales posteriores por da1os o ruidos deidos a la voladura. !n registro de la voladura, como es mostrado en el registro de voladura, descriiendo el
esquema, carguío, iniciación, " otros aspectos pertinentes de la voladura tamién es esencial.
6.3 CORRO DE AIRE PRODUCIDO POR LA VOLADURA %-b*%st/ Las ondas de sonido ocurren en un medio que tiene propiedades de masa " elasticidad. El mecanismo de propagación de las ondas de sonido es la transferencia de impulso, a través del desplazamiento molecular, de una molécula a otra. Esta alteración o fluDo de aire se propaga a través de una onda de compresión que viaDa por la atmósfera, de manera semeDante a como lo hace la onda de tipo #5$ que viaDa a través de la tierra. IaDo ciertas condiciones climáticas " por un deficiente dise1o de voladura, puede ocurrir que el chorro de aire producido por la voladura viaDe a través de grandes distancias. 3ada vez que algo se mueve más rápido que la velocidad del sonido en el aire, ello puede contriuir a la producción de chorro de aire. El fluDo de aire es un impulso transitorio que viaDa a través de la atmósfera. El chorro de aire audile se denomina ruido, mientras que aquellos con frecuencias por deaDo de :K 0z e inaudile para el oído humano de denomina concusiones %sore presión&. 2in emargo, todo chorro de aire producido por la voladura, tanto audile como inaudile, puede hacer que una estructura vire de la misma manera que lo haría una viración de tierra, no ostante el chorro de aire de una voladura típica tiene menor potencia que las viraciones de tierra para ocasionar da1o a las estructuras, ésto es sin emargo, frecuentemente la causa de da1os. 3uando una persona siente viraciones de un disparo o experiencias de ensa"os de rocas, ésto es usualmente imposile para decir que las viraciones de la tierra o chorro de aire ha sido sentido. !na discusión de chorro de aire deería ser parte de algún programa de relaciones púlicas en minas.
6.3.1 C%us%s El fluDo de aire es comúnmente ocasionado por uno de los tres mecanismos como se muestra en la figura >.>. El primero es la energía lierada de explosivos no confinados, tales como líneas troncales o capas de lodo de cordón detonante no cuierto, usados para la voladura secundaria. La segunda causa es la lieración de energía explosiva a partir de cargas inadecuadamente confinadas en los taladros. lgunos eDemplos son el taco inadecuado, carga inadecuada o vetas de lodo. La tercera causa se asocia con la transmisión de una porción de la onda de compresión en el aire, luego de la reflexión en la cara lire, proveniente del disparo de la primera hilera de taladros. 3uando la cara lire se mueve hacia afuera, actúa a manera de pistón para formar una onda de compresión de aire %chorro de aire&. 5or esta razón, las localidades que se encuentran frente a la cara lire recien niveles más elevados del chorro de aire producido por la voladura que aquellas localidades que se encuentran detrás de la cara lire. Los cuatro principales tipos de sorepresiones por chorro de aire son= 55= 4mpulso de presión de aire< producido por un desplazamiento directo de roca en la cara o amontonamiento en el collar del taladro. )55= 4mpuslo de presión de roca< producido a partir de la tierra virante. R)5= 4mpulso de lieración de gas< gas que escapa del explosivo detonante a través de fracturas de roca.
2)5= 4mpulso de lieración del taco< gas que escapa del taco volado. El primer impulso en llegar a la estación de registro es el )55, que es generado por los componentes verticales de movimiento de tierra, sumados por todo el área. (ormalmente presenta la menor amplitud de los componentes del chorro de aire< a pesar de que, de cerca, podría ser la sore presión más elevada. El 55 es el segundo impulso en llegar, a través del aire al lugar de medición. La porción superior de cada taladro cargador "-o taladro superficial actuará como fuente de 55. El R)5 "-o 2)5 son los impulsos que más contriu"en a da1os por chorro de aire producido por la voladura " tamién a generar molestias para las personas. 2in emrago, son los más fáciles de medir " los que meDor se pueden controlar en el dise1o de la voladura. Los elementos " condiciones que pueden meDorar las cuatro principales causas del chorro de aire son= G Líneas troncales " líneas descendentes de cordón detonante. G alta de material apropiado para los tacos. G ltura inadecuada de taco. G 0ilera frontal de taladros mu" excavada o sorecargada, en movimiento de carga prematuro. G 2ecuencia de retardo. G 3ondiciones atmosféricas %viento, temperatura, etc.&. G 6oladura secundaria. G Escape de gas a través de fracturas. G 6etas de lodos que proporcionan una vía fácil para que los gases escapen al aire en la superficie lire.
6.3.+ L?mt$s Los fluDos de aire como resultado de operaciones de voladura no deera exceder los límites máximos que se consignan más adelante en lugares donde ha"a viviendas, edificios púlicos, escuelas, iglesias o edificios comunales o institucionales fuera del área de voladura. LIMITE INFERIOR DE FRECUENCIA DEL NIVEL MAXIMO SISTEMA DE MEDICIONK EN H \ 2Db/ EN &: K,C :KK 0z, o respuesta accesile pico de C;B : a :KK 0z, o respuesta accesile pico de C;; @ a :KK 0z, o respuesta accesile pico de C: )espuesta ponderada tipo 3 pico dI3 de CK? 6.3.2. Mo"to-$o El chorro de aire producido por la voladura se mide con medidores especiales, transductores de presión o micrófonos de amplia respuesta. Estos instrumentos por lo general, forman parte de los sismógrafos de voladura %figura >.Aa&, como tamién existen sismógrafos sin micrófonos que son altamente sensiles que están reemplazando a los estándares anteriores %figura >.A&. l igual que las viraciones de tierra, se miden tanto la frecuencia como la amplitud. Esta última
por lo general, se mide en decieles, algunas veces en 524, mientras que la frecuencia se mide en 0ertz.
Los diferentes instrumentos tienen diferentes límites de frecuencia inferior. *ado que parte de chorro de aire de voladura se encuentra en estos niveles de gran frecuencia aDa, algunos instrumentos miden más el chorro de aire que otros. Los sistemas de medición usados deerán tener una respuesta de frecuencia plana en el extremo superior de por lo menos :KK 0z. 2e encuentran disponiles instrumentos que registran tanto la lectura pico como la historia entera del tiempo del chorro de aire producido por la voladura. El último de los tipos mencionados es el recomendado para propósitos de reparación de averías. 3uando se tome la lectura de un único chorro de aire en un lugar, el medidor deerá estar a ; G ? pies por encima del suelo " a por lo menos ? pies de distancia de cualquier estructura, con el fin de evitar distorsiones del registro deido a la reflexiones del chorro de aire. 'odos los equipos de control de los chorros de aire deerán estar equipados con pantallas contra viento para minimizar el nivel de ruido de fondo " proteger el micrófono. El operador deerá conducir un monitoreo periódico para garantizar el cumplimiento de los límites de chorro de aire anteriormente se1alados en cada una de las voladuras< además, podrá especificar las localizaciones en las cuales se harán las respectivas mediciones.
6.3.3 MtB%'!" Las voladuras adecuadamente eDecutadas, donde los explosivos de superficie están adecuadamente confinados, presentan pocas proailidades de producir niveles nocivos de chorro de aire. 2in emargo, dee prestarse particular atención a la geología local. El cuadro siguiente resume mucho de las variales " el grado en el cual cada variale contriu"e a la generación del chorro de aire.
6.4 Po*,o 3ada voladura genera cierta cantidad de polvo " gas. !na cantidad ma"or que lo normal de polvo puede ser causa por una voladura violenta, inadecuadamente dise1ada, que genera considerale chorro de aire "-o viración de tierra. *ada su naturaleza esporádica, la voladura no constitu"e una fuente importante de polución del aire. /tras faenas de la operación minera, tales como la carga, transporte, chancado " procesamiento, producen consideralemente más polvo que la voladura. ún cuando una voladura violenta pueda producir una cantidad de polvo ma"or que lo normal, la cantidad total de polvo generada en un día es insignificante si se le compara con la generada por otras fuentes. 6.4.1 C%us%s La causa principal de la excesiva generación de polvo en una explosión es una voladura inadecuadamente dise1ada o no controlada.
6.4.+. L?mt$s El polvo " las emanaciones por operaciones de voladura suterráneas son los de ma"or preocupación, deido a su confinamiento en laores suterráneas. 5ara las minas tanto en superficie como en suterráneas de metales " de otros minerales, el límite de exposición recomendado de 6L/) L484'E *E !8I)LG5)/8E*4/G5/(*E)*/ *E '4E85/ %'L6G'Z&. El 'Z es la concentración del promedio ponderado de tiempo para un día laoral normal de ocho horas o una semana laoral de BK horas, a los cuales todos los traaDadores podrían estar expuestos en forma repetida.
6.4.2 MtB%'!" Las siguientes recomendaciones se ofrecen en un intento para minimizar la generación de polvo proveniente de las operaciones de voladura= C. Las voladuras ien controladas generan mu" poco o nada de polvo. 'odas las voladuras deerán dise1arse de conformidad con las prácticas estándar de voladura. :. 2e deerá motivar a todos los traaDadores mineros a usar respiradores contra polvo durante e inmediatamente después de la operación efectiva de voladura.
;. *eido a que el polvo en una pila de asura puede constituir un prolema para el personal de la mina, es práctica común humedecer completamente la roca acumulada antes " durante las operaciones de excavación. B. En relación a las operaciones suterráneas= G La voladura deerá conducirse al finalizar los turnos, con el oDeto de maximizar el tiempo disponile para ventilar apropiadamente el lugar de traaDo. El meDor sistema de control para el polvo " emanaciones generados por la voladura es un amplio sistema de ventilación capaz de diluir " convertir en inocuos todos estos peligros. G *eerá transcurrir un mínimo de media hora antes de ingresar al lugar de traaDo después de una voladura, dependiendo de la suficiencia del sistema de ventilación. G 2e recomienda las siguientes velocidades de aire de ventilación= Y 2ocavones de nivel principal %rampas&C,K G ;,K m-s Y Encuentro ente socavones " aperturas ma"ores K,:? m-s. Y Escalones :,Km-s promedio. Y Laores de desarrollo tuerías a un máximo de B,@ m detrás de la cara.
NOTA= Las cantidades mínimas de aire dependen de los requerimientos de dimensiones de la sección transversal " de velocidad. (o se deerá permitir el ingreso de traaDadores al lugar de traaDo después de una voladura, hasta que se ha"a reciido la autorización de un supervisor. 6.5 GASES En las opera ciones de voladura, el término gases se refiere a productos gaseosos tóxicos, generados por una detonación de explosivos. Los gases tóxicos más comunes producidos por la voladura son el monóxido de carono " los óxidos de nitrógeno. 8ientras que estos gases se consideran tóxicos a niveles de ?K ppm " ? ppm, respectivamente. Los gases de la voladura se dilu"en rápidamente por deaDo de estos niveles por sección de los sistemas de ventilación en las minas suterráneas " por el movimiento natural del aire en las minas de superficie. Es extremadamente raro que concentraciones considerales de gases tóxicos salgan de los confines de la mina. En voladura en superficie, los gases posteriores a la operación rara vez ocasionan prolemas, dado que se dispersan velozmente en la atmósfera después de la detonación. 2in emargo, se deerá deDar transcurrir el tiempo suficiente, después de una voladura, para que se dispersen los gases, antes de que se permita al personal el retorno al área de voladura. En las minas suterráneas, se dee asumir que todos los explosivos generan ciertos gases tóxicos< los más comunes son el monóxido de carono " los óxidos de nitrógeno. En consecuencia, es necesario disponer de la adecuada ventilación " del tiempo suficiente para despeDar los gases. El (/ " las emulsiones carecen del olor característico de la dinamita luego de la explosión ", por eso, podría darle al minero un falso sentido de seguridad, al creer que todos los gases se han disipado.
lgunos de los gases ingresan directamente en la atmósfera de la mina, se mezcla con el aire que en ella existe " pueden reaccionar con él< otros gases son asoridos por la roca fragmentada a causa de la voladura " se descartan durante el minado= aDo la presión de la voladura, algunos gases rellenan las raDaduras " poros del techo, paredes " suelo de la mina. 5or lo general, el 3/ se retiene en el aire " tiene que ser eliminado por ventilación< los óxidos de nitrógeno, de otro lado, se oxidan espontáneamente en (/ :, que permanece en el aire como tal o es lavado por la humedad para formar ácido nitroso que se asiente en el suelo, paredes " en la superficie de la roca. 2i se ingresa al área luego del disparo " se nota humos de color naranDaGmarrón significa que están presentes en grandes cantidades entonces la fuente del prolema deerá ser determinado " corregido.
6.5.1 :%*%"'$ &$ o(?B$"o Los productos principales que se generan en una voladura aDo condiciones ideales son el nitrógeno, dióxido de carono " vapor de agua. !n exceso de oxígeno en un explosivo pueden srcinar la formación de óxidos de nitrógeno %(/ " (/ :&< mientras que un déficit de oxígeno puede ocasionar la formación de monóxido de carono %3/&< amos gases son extremadamente tóxicos. (o existe ningún explosivo que produzca gases. Los explosivos comerciales generalmente son mezclas de comustiles sólidos %comustiles& " proveedores de oxígeno %nitratos& activadas con un sensiilizador. 5ara asegurar la comustión completa, que producirá simultáneamente potencia %energía& máxima, " minimizar la producción de gases nocivos, es necesario que se controle la relación de proveedores de oxígeno a comustiles. 5ara el (/, la mezcla apropiada es de BF de ( " @F de / %uel /il (H :& por peso. Las mezclas inapropiadas de (/ pueden producir emanaciones de gas mu" inocuas. Las variaciones en la reactividad, así como la pérdida de comustile a través de la evaporación o migración puede dar por resultado composiciones desequiliradas. 2i en una mezcla simple de nitrato de amonio " petróleo diesel, parte del aceite se pierde o se deposita en el fondo del depósito, el producto en la parte superior del recipiente será deficiente en comustile " se generan altos óxidos de nitrógeno. l mismo tiempo, la mezcla en el fondo del depósito contendrá exceso de comustile " producirá altas cantidades de monoxido de carono. En general, el (/ : es el componente gaseoso más serio del (/. La dirección de minería de los Estados !nidos " el 4nstituto de aricantes de Explosivos han adoptado la siguiente clasificación de gases explosivos= 3lase 4= 3lase 44= 3lase 444=
K,KK a K,C@ pies ; de gas nocivo por :KK g de explosivo. K,C@ a K,;; pies ; de gas nocivo por :KK g de explosivo. K,;; a K,@> pies ; de gas nocivo por :KK g de explosivo.
2e recomienda sólo el uso de explosivos de clase 4 para las operaciones suterráneas, amenos que exista una adecuada ventilación. ún cuando los gases tóxicos sean mínimos, las cantidades de monóxido de carono,
nitrógeno " vapor de agua podrían ser suficientes para reducir el contenido de oxígeno del aire hasta niveles peligrosos.
6.5.+ L?mt$s La le" de minería del 5erú ha estalecido los siguientes límites permisiles para las concentraciones de gases nocivos= /xidosnitrosos%(/& ?ppm 8onóxido de carono %3/& ?K ppm *ióxido de carono %3/:& ?KKKppm En operaciones suterráneas metalíferas " no metalíferas, se recomiendan los siguientes límites por volumen= /xígeno más de C,?F 8onóxido de carono menos de K,KBF *ióxido de carono menos de C,?F /xidos denitrógeno menosde K,KKK?F *ióxido de azufre menos de K,KKK:F 6.5.2 C%us%s 8uchos factores pueden causar la emisión de gases o emanaciones tóxicas en las operaciones de voladura. En general, la cantidad " los tipos de emanaciones generadas dependen de la eficiencia de la detonación %por eDemplo, la presencia de reacción explosiva ineficiente&. 3omúnmente, las detonaciones que no han logrado temperaturas de equilirio óptimas producen emanaciones nocivas. Esta condición puede originarse en detonaciones parciales, detonaciones de aDo orden, deflagraciones, formulaciones deficientes de ingredientes, materiales extra1os in"ectados en las mezclas durante la manufactura, procedimientos negligentes de campo, agua, dise1o deficiente de la voladura, etc. En consecuencia las condiciones aDo las cuales se usa un explosivo tienen una decidida influencia sore la clase " la cantidad de gases nocivos producidos. Las causas principales de excesivos óxidos de nitrógeno son= G 8ezclas deficientes de agentes de voladura G *egradación de los agentes de voladura durante el almacenaGmiento G !so de productos no resistentes al agua en taladros húmedos< " G *etonación ineficiente del agente de voladura deido a un mal confinamiento. /tros factores que ocasionan la generación de emanaciones tóxicas son= G 4niciación inadecuada G alta de confinamiento G )esistencia insuficiente al agua.
6.5.3 MtB%'!" Las siguientes se ofrecen en un intento pos minimizar los prolemas de gases como resultado de la voladura en las operaciones de minado en superficie " suterráneo= C. Evitar todas las condiciones que podrían ocasionar el quemado antes de la detonación del explosivo %por eDemplo, roturas en la columna de explosivos, separación del iniciador de la carga, confinamiento deficiente, o uso de explosivos que puedan deteriorarse durante el almacenamiento&.
:. Existe una especial proailidad de que ocurran los óxidos de nitrógeno en taladros húmedos. Los explosivos seleccionados para su uso deerán tener la adecuada resistencia al agua " la voladura deerá dispararse lo antes posile. ;. La formación de óxidos de nitrógeno es más una cuestión de uso de campo que da formación del polvo, proalemente, el tiempo es el factor más importante que sólo genera dificultades con los óxidos de nitrógeno. Estos gases se desvanecen rápidamente " rara vez constitu"en un prolema, cuando existe la adecuada ventilación. 5or lo general, es suficiente que transcurra entre media " una hora para que se reinicien las operaciones suterráneas seguras, después de una voladura. B. *eido a que los óxidos de nitrógeno se asoren en el agua %así como grandes cantidades de dióxido de carono&, las acumulaciones de material volado en suterráneo deerán moDarse completamente antes de que se inicie el transporte. demás, este procedimiento desplazará el monóxido de carono, de modo que el sistema de ventilación lo pueda diluir, volver inocuo " eliminar del lugar de traaDo. ?. 'odo lo que tienda a enfriar rápidamente los gases producidos por las voladuras aumenta la formación de óxidos de nitrógeno. En taladros húmedos, las emanaciones oscuras por lo general son visiles, lo que sugiere un rápido enfriamiento " la formación de gases peligrosos. @. !n adecuado sistema de ventilación " la dirección apropiada del fluDo de aire hacia las caras en traaDo es el meDor método para reducir las emanaciones en las minas suterráneas.
VIII. DESARROLLOS MODERNOS 7.1 FRAGMENTACION DE ROCA POR PLASMA Est-$**%s -%os so" $$m)*os &$ )*%sm%s $" *% "%tu-%*$H%K $s )osb*$ )-o&u'-*o 'o" mto&os t$'"o*!B'os. El plasma es un gas ionizado, un gas a alta temperatura, se dice que es el cuarto estado de agregación de la materia. Las estrellas, el sol, los ra"os, son eDemplos plasmasproducir en la naturaleza. 'amién es deposile plasmas con métodos tecnológicos< los tuos fluorescentes, la soldadura al arco, son eDemplos de plasmas producidos para aplicaciones específicas. !na de las formas de producir plasmas es con descargas eléctricas pulsadas. 5or eDemplo entre dos eléctrodos entre los que ha" gas se aplica alto voltaDe %miles de voltios& en un tiempo mu" corto %fracciones de segundo&, así el gas se ioniza, produciendo un \ra"o\. El proceso de ionización puede dar srcen a una onda de choque. Esta onda de choque va transfiriendo energía de manera mu" rápida a su medio circundante. 8ientras más rápida es la transferencia de la energía, ma"or es la potencia del proceso. Este mecanismo puede ser usado para fragmentar rocas. En este caso el gas es reemplazado por un medio líquido, un electrolito. 2e introduce en la roca un cartucho que contiene el electrolito " los electrodos. l conectar estos electrodos a un generador de potencia pulsada %un anco de condensadores& se produce la ruptura dieléctrica del electrolito, generando un plasma, " una onda de choque en un medio incompresile. Esta fuerza expansiva es el inicio de un proceso de propagación de fracturas dentro de la roca, proceso que finalmente culmina con la roca fragmentada.
El sistema de fragmentación de rocas por plasma tiene las ventaDas que produce aDas viraciones " poca cantidad de gases tóxicos. En una excavación controlada de roca es mu" importante proteger las estructuras "a existentes, el método de fragmentación por plasma produce viraciones menos intensas que los métodos convencionales con explosivos. 5or otro lado, el explosivo produce gran cantidad de gases tóxicos, en camio el método por plasma no produce gases tóxicos, " los que se producen son en cantidades mu" peque1as " con aDa dispersión. En la actualidad existen sistemas comerciales de fragmentación de rocas por plasma, sin emargo la información técnica relevante se mantiene de manera reservada %duración " energía de la descarga eléctrica, componentes del electrolito, geometría de los electrodos, etc.&. simismo como esta es una tecnología reciente es posile aún optimizarla. Las dos razones anteriores Dustifican o motivan la realización de investigación en el tema.
