UNIVERSIDAD NACIONAL DE INGENIERÍA FACULTAD DE INGENIERÍA GEOLÓGICA, MINERA Y METALÚRGICA
CURSO: Mecánica de rocas II TEMA: Mecánica de rocas aplicada a la perforación y voladura
PROFESOR: Ing. Córdoba Rojas, David
ALUMNO: Gamarra Corilloclla, Diego Walter
LIMA-PERÚ
INDICE: 1.
INTRODUCCIÓN:....................................................................................... 2
2.
MARCO TEÓRICO:..................................................................................... 3 2.1. PERFORACIÓN DE ROCAS:....................................................................3 2.2. VOLADURA DE ROCAS:.........................................................................3
3.VARIABLES QUE AFECTAN A LA PERFORACIÓN:...........................................6 3.1. EMPUJE SOBRE LA BROCA:...................................................................6 3.2. VELOCIDAD DE ROTACIÓN:...................................................................7 3.3. CAUDAL DE AIRE:................................................................................. 7 3.4. POTENCIA DE ROTACIÓN DE LA PERFORADORA:..................................7 3.5. VELOCIDAD DE PENETRACIÓN:.............................................................8 4. VARIABLES QUE AFECTAN A LA FRACTURACIÓN DE LAS ROCAS:..............11 4.1. PROPIEDADES DE LAS ROCAS QUE AFECTAN A LA VOLADURA..........12 4.1.1. DENSIDAD.................................................................................... 12 4.1.2. RESISTENCIAS DINAMICAS DE LA ROCA·......................................13 4.1.3. PROPIEDADES ELASTICAS DE LAS ROCAS....................................14 4.1.4. POROSIDAD.................................................................................. 16 4.1.5. FRICCION INTERNA.......................................................................18 4.2. PROPIEDADES DEL MACIZO ROCOSO:................................................19 4.2.1. PLANOS DE DISCONTINUIDAD PRE-EXISTENTES..........................19 4.2.2. CAMBIOS LITOLÓGICOS:...............................................................21 5. APLICACIONES DE LA MECÁNICA DE ROCAS EN LA VOLADURA................23 5.1. RELACIÓN DE LA VELOCIDAD SÍSMICA CON EL CONSUMO ESPECÍFICO DE ANFO:................................................................................................... 23 5.2. DETERMINACIÓN DEL FACTOR DE VOLABILIDAD:...............................24 5.3. CÁLCULO DEL BURDEN SEGÚN PEARSE:............................................25 5.4. DETERMINACIÓN DEL ÍNDICE DE VOLABILIDAD BI, SEGÚN LILY..........26 5. CONCLUSIÓN............................................................................................ 28 6. BIBLIOGRAFÍA........................................................................................... 29
1. INTRODUCCIÓN: 1
El siguiente trabajo presenta la importancia de la Mecánica de Rocas en la perforación y voladura de rocas en minería, en épocas recientes el diseño de la voladura de rocas se realizaba gracias a las experiencias pasadas de los ingenieros, o sea se diseñaba mediante prueba y error. En la actualidad se realiza el diseño estudiando los factores que afectan a esta, los cuales son: las propiedades de las rocas, propiedades del explosivo, geometría de la voladura y secuencia de iniciación. El primer obstáculo para una perfecta voladura es el estudio del macizo rocoso donde se realizará esta voladura, para esto se requiere la ayuda de la Mecánica de Rocas, ya que esta ciencia nos permite conocer las propiedades cualitativas y cuantitativas del macizo rocoso; en las propiedades cualitativas están por ejemplo la presencia de discontinuidades con un rumbo y buzamiento definido, grado de intemperización del macizo rocoso, grado de alteración del macizo rocoso, tipo de roca, etc. En las propiedades cuantitativas del macizo rocoso están por ejemplo la resistencia del macizo rocoso, calidad del macizo rocoso, esfuerzos in-situ, resistencia de la roca intacta, resistencia de las discontinuidades, etc. Posteriormente estas propiedades son analizadas para realizar un diseño adecuado que nos permita obtener un grado de fragmentación deseado sin presentar problemas en la sobreexcavación ni generar demasiadas vibraciones que generarán un debilitamiento del macizo rocoso.
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2. MARCO TEÓRICO: 2.1. PERFORACIÓN DE ROCAS: La perforación de roca en trabajos de explotación de minas de superficie, tiene como finalidad construir las cavidades cuya distribución y profundidad sobre el terreno se diseñan en función de un objetivo planeado de remover mediante el uso de explosivos un determinado volumen de roca. Perforación por roto percusión: Penetración de la broca en la roca ocurre debido a la combinación de 4 acciones: •Percusión •Rotación •Avance •Barrido Perforación Rotativa: La penetración en la roca ocurre debido a la combinación de 3 acciones: •Empuje •Rotación •Barrido
2.2. VOLADURA DE ROCAS: La fragmentación de rocas por voladura comprende a la acción de un explosivo y a la consecuente respuesta de la masa de roca circundante, involucrando factores de tiempo, energía termodinámica, ondas de presión, mecánica de rocas y otros, en un rápido y complejo mecanismo de interacción. Una explicación sencilla, comúnmente aceptada, estima que el proceso ocurre en varias etapas o fases que se desarrollan casi simultáneamente en un tiempo extremadamente corto, de pocos milisegundos, durante el cual ocurre la completa detonación de una carga confinada, comprendiendo desde el inicio de la fragmentación hasta el total desplazamiento del material volado. Estas etapas son: a. Detonación del explosivo y generación de la onda de choque. b. Transferencia de la onda de choque a la masa de la roca iniciando su agrietamiento. c. Generación y expansión de gases a alta presión y temperatura que provocan el fracturamiento y movimiento de la roca. d. Desplazamiento de la masa de roca triturada para formar la pila de escombros o detritos
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FASES DE LA MECÁNICADE ROTURA DE UN TALADRO CON CARA LIBRE:
Figura 1: Fases de la mecánica de rotura de un taladro Fuente: Manual de perforación y voladura EXSA
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Figura 2: Fases de rotura de un taladro con cara libre Fuente: Manual de perforación y voladura EXSA
Figura 3: Rotura radial de las paredes de un taladro Fuente: Manual de perforación y voladura EXSA
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3.VARIABLES QUE AFECTAN A LA PERFORACIÓN: 3.1. EMPUJE SOBRE LA BROCA: El empuje aplicado sobre la broca debe ser lo suficiente para sobrepasar la resistencia de compresión de la roca, pero no debe ser excesivo para evitar fallos prematuros de la broca. La velocidad de penetración aumenta proporcionalmente con el empuje:
Figura 4: Efecto del empuje sobre la velocidad de penetración Empuje mínimo: Es el empuje en el cual, por debajo de esta, la roca no es perforada.
Em=28.5 xRcxD Donde: Em: Empuje mínimo en libras RC: Resistencia a la compresión de la roca (MPa) D: Diámetro del tricono (pulg.) Empuje máximo: Es el empuje a partir de la cual se produce el enterramiento del triono.
EM =810 x D2
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3.2. VELOCIDAD DE ROTACIÓN: La velocidad de penetración aumenta con la velocidad de rotación.
Figura 5: Efecto de la velocidad de rotación sobre la velocidad de penetración
Tabla 1: Velocidad de rotación para cada tipo de roca
3.3. CAUDAL DE AIRE: -Cuando no se efectúa la perforación con la cantidad de aire necesaria ocurre: -Disminución de la velocidad de penetración -Aumento del empuje necesario para perforar. -Incremento de las averías de la perforadora, debido al mayor par necesario para hacer girar el tricono. -Aumento del desgaste en el estabilizador, en la barra y el tricono. La velocidad de barrido eficiente se encuentra entre los: 5000 y 7000 pies por minuto en terreno seco. En terreno húmedo de 7000 a 9000.
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3.4. POTENCIA DE ROTACIÓN DE LA PERFORADORA: La potencia de rotación requerida es igual al producto del par necesario para hacer girar el tricono por la velocidad de rotación:
HPr=K x Nr x D 2.5 x E 1.5 Donde: HPr: Potencia de rotación (HP) Nr: Velocidad de rotación (r.p.m) D: Diámetro de perforación (pulg.) E= Empuje (miles de libras por pulgada de diámetro) K: Constante de la formación
3.5. VELOCIDAD DE PENETRACIÓN: La velocidad de penetración depende de muchos factores externos: características geológicas, propiedades físicas de las rocas, distribución de tensiones y estructura interna. Esto hace que la determinación de la velocidad de penetración durante el desarrollo de un proyecto sea una tarea difícil para el ingeniero proyectista, pero es necesaria ya que la decisión que se tome va a incidir decisivamente en el resto de las operaciones. Existen dos procedimientos para la determinación de la velocidad de penetración: a) Ensayos sobre muestras: Existen dos procedimientos conocidos como Micro Bit e Indenter Test Estos ensayos nos entregan los siguientes resultados: -Tipo de tricono recomendado -Empuje y velocidad de rotación aconsejados -Velocidad de penetración estimada -Duración prevista del tricono
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Figura 6: Resultados obtenidos mediante los ensayos MicroBit b) Fórmulas empíricas de estimación de la velocidad de penetración Este procedimiento es de gran sencillez y está basado en fórmulas empíricas determinadas por ensayos de campo. En general, tiene en cuenta las siguientes variables: -Diámetro de perforación -Empuje sobre el tricono -Velocidad de rotación -Resistencia a la compresión simple En 1967 después de investigaciones realizado en explotaciones de mineral de hierro en Cánada, A Bauer y P Calder, propusieron la siguiente expresión:
log(VP/6)=K x log
E RC 12
Donde: VP = Velocidad de penetración (pies/hora) K= Factor que depende dela roca y varía entre 1.4 y 1.75 para rocas con resistencia a compresión comprendidas entre 15 000 y 50 000 libras por pulgada cuadrada. E= Empuje (libras por pulgada de diámetro) RC= Resistencia a compresión (libras por pulgada cuadrada) En 1971, Bauer modificó la fórmula introduciendo otra variable, como es la velocidad de rotación:
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VP=[61−28 log RC ]x
E Nr x D 300
Donde: VP= Velocidad de penetración (pies/hora) RC= Resistencia a compresión (miles de libras por pulgada cuadrada) E/D= Empuje unitario (miles de libras por pulgada de diámetro) N= Velocidad de rotación (r.p.m.) Esta fórmula da buenos resultados en el rango de resistencias citado.
R. Prailet en 1978 dedujo las siguientes fórmulas empíricas:
VP=
2.18 x E x Nr 0.9
0.2 x RC x D x
RC 10 000
Donde: VP= Velocidad de penetración (pies/hora) E= Empuje (libras) Nr= Velocidad de rotación (r.p.m.) Esta fórmula tiene mayor fiabilidad en todos los rangos de resistencia de las rocas, permite calcular en una operación en marcha el valor de RC. Las casas fabricantes de triconos han construidos ábacos muy sencillos donde en función del empuje sobre el tricono y la resistencia a compresión de la roca, se calcula la velocidad de penetración para una velocidad de rotación constante de 60 r.p.m.
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Figura 7: Ábaco donde muestra empuje vs velocidad de penetración
4. VARIABLES QUE AFECTAN A LA FRACTURACIÓN DE LAS ROCAS: Las dificultades surgidas al establecer modelos analíticos sobre el comportamiento de las rocas frente a los mecanismos de fragmentación por 11
acción de cargas explosivas, han hecho que esta técnica se encuentre en una fase de desarrollo inferior al de otras ramas de la ingeniería. Las voladuras que hasta épocas recientes venían considerándose como un "arte" nacido de la experiencia y pericia de los ingenieros, ha ido transformándose paulatinamente en una técnica basada en los análisis detallados y racionales del conjunto de parámetros que intervienen en los procesos de rotura de la roca. Así, podernos diferenciar tres grupos de variables: - Propiedades de la roca. - Propiedades del explosivo. - Geometría de la voladura y secuencia de iniciación. El primero de estos grupos constituye el principal obstáculo en el camino hacia la voladura óptima. Los materiales poseen ciertas características físicas que son función de su origen y de los procesos geológicos posteriores que sobre ellos han actuado. El conjunto de estos fenómenos conduce a un determinado entorno a una Litología particular con unas heterogeneidades debidas a los agregados minerales poli-cristalinos y a las discontinuidades de la matriz rocosa (poros y fisuras); y a una estructura geológica en un estado tensional característico, con un gran número de discontinuidades estructurales (planos de estratificaci6n, fracturas, diaclasas, etc). Los intentos realizados hasta hoy han consistido en relacionar los resultados de las voladuras con alguna de las propiedades particulares de las rocas. Desgraciadamente, el éxito ha sido escaso y nunca se ha llegado a establecer una clasificación cuantitativa para evaluar la competencia de las rocas frente al proceso de fragmentación. A nuestro juicio, dos son las causas de tan limitado éxito, por un lado, las ya apuntadas heterogeneidades y discontinuidades de los macizos rocosos, y por otro, la discrepancia entre las propiedades mecánicas de una muestra inalterada ensayada en laboratorio y las propiedades del entorno del que se ha extraído la muestra. Por todo ello, el presente trabajo pretende ponderar la influencia relativa de las propiedades mecánicas de los materiales y discontinuidades geológicas existentes cuando el macizo rocoso se somete a una variación brusca del estado de tensiones como es el provocado por la detonación de una carga explosiva. Especial hincapié se hará en aquellas consideraciones geológicas sobre las que el proyectista de voladuras puede actuar, como son la orientación del frente de voladura, elección del tipo de explosivo, etc. En la figura adjunta se establece la interdependencia que existe entre las propiedades de las rocas, las variables controlables y algunas de las operaciones básicas que constituyen el ciclo minero. 12
Fig.7. Interacción de las propiedades de la roca y las variables controlables con las operaciones mineras
4.1. PROPIEDADES DE LAS ROCAS QUE AFECTAN A LA VOLADURA 4.1.1. DENSIDAD Las rocas densas requieren una mayor cantidad de energía para lograr una fragmentación satisfactoria, así como un buen desplazamiento y esponjamiento del escombro. La expresión del impulso impartido a la roca por acción de los gases es:
De su análisis se deduce que en rocas con una gran densidad, deberán tomarse las siguientes medidas: Aumentar el diámetro de perforación (La presión de barreno
pb=K x v 2
y
"v - velocidad de detonación" aumenta en algunos explosivos como el ANFO, con el diámetro del barreno). 13
- Reducir el esquema (a = Espaciamiento efectivo x Altura de banco) y modificar la secuencia de encendido. - Controlar la efectividad del retacado con el fin de aumentar "tv" y hacer que los gases escapen por el frente libre y no por el retacado.
4.1.2. RESISTENCIAS DINAMICAS DE LA ROCA· Las resistencias estáticas a compresión y a tracción se utilizaron en un principio como parámetros definitorios de la aptitud de la roca a la voladura. Así se estableció el índice de volabilidad (Hino, 1959) como la relación Rc/ Rt, de modo que a un mayor ratio resultaría más fácil fragmentar el material. El tratamiento ortodoxo de los problemas reales obliga a considerar las resistencias dinámicas, ya que estas aumentan con el índice de carga (Rinehart, 1958; Persson et al, 1970) pudiendo llegar a alcanzar valores entre 5 y 13 veces mayores que las estáticas. Desafortunadamente, los parámetros dinámicos de la roca determinados en laboratorio no son representativos por la heterogeneidad y anisotropía de los macizos rocosos y por la imposibilidad de reproducir los ensayos en condiciones similares a los periodos de carga de una voladura/que son inferiores a 0,1 ms. En ocasiones, los valores de laboratorio han superado a los obtenidos "in situ" en proporciones de 5 a 8, siendo las macrofisuras y las tensiones residuales de la roca las responsables de tales discrepancias. Cuando la intensidad de la onda de choque supera a la resistencia dinámica a la compresión (R'c) se produce una trituración de la roca circundante a las paredes del barreno por colapso de la estructura intercristalina. Pero esta trituración contribuye muy poco a la fragmentación ( < 1%, Hagan 1978) y provoca una fuerte disminución de la energía de tensión, llegando en rocas porosas a suponer el 30% (Cook, 1958). Por ello se recomienda: - Seleccionar explosivos que desarrollen en las paredes del barreno tensiones inferiores o iguales a R'c. - Para un explosivo dado, provocar una variación de la curva presión-tiempo (P-t), por desacoplamiento de la carga dentro del barreno. Estos puntos tienen su máxima expresión en el diseño de voladuras perimetrales o de contorno. Durante la propagación de la onda de choque, la roca se ve sometida a una intensa compresión radial desarrollándose tensiones tangenciales de tracción. Si estas tensiones superan la resistencia dinámica a tracción (R't) se inicia la formación de grietas radiales alrededor de la zona triturada que rodea al barreno. El número y longitud de las grietas radiales aumenta con: 1. La intensidad de la onda de choque en la pared del barreno o en el límite exterior del anillo de roca triturada. 2. La disminución de R't y el factor de atenuación de la energía de tensión.
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Figura 8: Trituración y agrietamiento radial alrededor de un barreno y descostramiento interior por reflexión de las ondas de choque
Las grietas radiales se distribuyen sistemáticamente alrededor del barreno propagándose en todas las direcciones. La presencia de grietas o Juntas naturales puede facilitar según su orientación la extensi6n de algunas grietas radiales o la reflexión de la onda de choque produciéndose una rotura por reflexión interior o spalling. De lo expuesto se deduce la importancia relativa de la resistencia dinámica a tracción, que para fines prácticos puede suponer de un 5 a un 10% de la resistencia a compresión dinámica simple.
4.1.3. PROPIEDADES ELASTICAS DE LAS ROCAS Antes de analizar las propiedades elásticas de las rocas, es preciso poner de manifiesto algunos hechos relevantes. Las presiones generadas por los explosivos, especialmente en la proximidad de los barrenos pueden llegar a ser superiores a 10 GPa. Los módulos de Young están próximos a 50 GPa y la resistencia a la compresión de la mayoría de las rocas varía entre 0,1 y 0,4 GPa. Bajo estas condiciones, la aplicación estricta de la teoría de la elasticidad no daría resultados muy positivos (Hagan et al,1979). A.. Módulo de Young e Indice de Poisson Para determinar las deformaciones elásticas provocadas en el mecanismo de la voladura, es preciso definir los módulos elásticos del material mediante métodos dinámicos (sísmicos) mejor que estáticos (mecánicos). Antes de continuar, recordaremos que:
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- El módulo de Young (E) se define como la relación entre el esfuerzo unitario de compresión o tracción y la deformación Iongitudinal unitaria.
-Índice de Poisson (v): La relación entre el cambio unitario del área de la sección con la deformación longitudinal unitaria.
Corno las velocidades de propagación de las ondas sísmicas son función de las características elásticas de los materiales a través de las cuales se propagan, es posible servirse de ellas para, previa determinación de la densidad en laboratorio, calcular los módulos elásticos con las siguientes ecuaciones:
Donde: Vp: Velocidad de propagación de las ondas longitudinales. Vs: Velocidad de propagación de las ondas transversales.
ρ
: Densidad.
B. Módulo de Bulk o de incompresibilidad Es la relación entre la presión y el cambio unitario de volumen
Puede calcularse según la ecuación:
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y sirve para estimar la proyección de la roca, pues la presión de los gases que dentro de las grietas empujan a la roca hacia el frente libre es función del módulo de Bulk. DETERMINACION IN SITU DE LAS CONSTANTES ELASTICAS DE LAS ROCAS La determinación de las constantes elásticas de las rocas por métodos directos, resulta extremadamente difícil ya que las probetas chequeadas en laboratorio, no incluyen las discontinuidades estructurales y cambios litológicos del macizo rocoso del que proceden. Para obtener una muestra representatíva sería necesario que tuviera al menos unas dimensiones 10 veces mayores que la distancia media entre discontinuidades o planos de fractura. Las tendencias se han dirigido hacia la determinación "in situ" de las constantes elásticas de las rocas, para tener en cuenta todas las discontinuidades, tensiones residuales, etc. Para ello y con el empleo de técnicas geofísicas, se medirán las velocidades de las ondas longitudinales y transversales (sísmica de refracción, estudios upholes y cross-hüle, etc) y las densidades de los distintos materiales, bien en laboratorio o por testificación Gamma-Gamma. Estas técnicas se caracterizan por su bajo coste y relativa simplicidad de interpretación, pudiéndose aplicar al diseño de las voladuras con la medición de las siguientes propiedades: 1. Módulo de Young e índice de Poisson 2. Características de las juntas o fracturas, incluyendo frecuencia, volumen y orientación dentro del macizo. 3. Resistencia a la compresión.
4.1.4. POROSIDAD Podemos distinguir dos tipos de porosidad: Porosidad inter granular o de formación y porosidad de disolución o post-formación. La primera cuya distribución en el macizo puede considerarse uniforme provoca dos efectos: - Atenuación de la energía de la onda de choque. - Reducción de la resistencia dinámica a la compresión y, consecuentemente, incremento de la trituración y porcentaje de finos. Los cálculos indican que las longitudes de las grietas originadas por la onda de tensión en una roca muy porosa son aproximadamente el 25% de las inducidas en rocas no porosas con la misma composición mineralógica (Hagan, 1979). El trabajo de fragmentación de rocas muy porosas, se realiza
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casi en su totalidad por la energía de burbuja, por lo que deberán observarse las siguientes recomendaciones: - Utilizar explosivos con una relación (E burbuja/ E tensión) elevada, como por ejemplo ANFO. - Incrementar la E burbuja a costa de la E tensión mediante el desacoplamiento de las cargas (L. Jimeno, 1980). - Retener los gases de voladuras a alta presión con un dimensionamiento adecuado de la longitud y tipo de retacado. - Con varios frentes libres, mantener dimensiones iguales de la piedra en cada barreno. La porosidad de post-formación es la causada por los huecos y cavidades que resultan de la disolución del material rocoso por las aguas subterráneas (Karstificación). Los espacios vacios son mucho mayores y su distribución es menos uniforme que la de la porosidad intergranular. Las cavidades intersectadas por los barrenos no solo dificultan la perforación con la pérdida de varillaje y atranques, sino inc1uso la eficiencia de la voladura. Algunos de los problemas que originan se exponen a continuación y son especialmente gravescon los explosivos a granel y bombeab1es: 1. Cuando cada barreno se carga con una cantidad de explosivodada, se produce una excesiva concentración de cargas en las cavidades y, por consiguiente, una reducción del explosivo en la parte superior de los barrenos.
Figura 9: Ejecución correcta de la carga de un explosivo a granel en un terreno con coqueras. Estos problemas pueden solventarse cuando es posible situar un retacado o espaciador intermedio a la altura de la coquera o cavidad que corta al barreno, en caso contrario, deberá intentarse aumentar la energía de explosivo en la parte alta de los barrenos contiguos con el fin de obtener una fragmentación adecuada de la roca afectada por el retacado. 18
2.
Si los barrenos se cargan con explosivo hasta alcanzar una dimensión del retacado, las coqueras conectadas con los barrenos originarán grandes concentraciones de explosivo con el consiguiente riesgo de cortes, proyecciones y sobre excavaciones.
Si los barrenos no intersectan a las cavidades, el rendimiento de la voladura disminuye por: 1. La prematura terminación de las grietas radiales al ser intersectadas, en su propagación, por los huecos existentes.
Figura 10: Terminación prematura de las grietas radiales al intersecar una cavidad 2. La rápida caída de la presión de los gases al intercomunicarse el barreno con las cavidades. Y por ello, el frenado de la apertura de grietas radiales al escapar los gases hacia los espacios vacíos.
Figura 11: Caída de la presión por el escape de los gases hacia un espacio vacío
4.1.5. FRICCION INTERNA Como las rocas no constituyen un medio elástico perfecto, parte de la energía de la onda de tensión que se propaga a través de él, se convierte en calor por diversos mecanismos. Estos mecanismos son conocidos por "fricción interna" o "capacidad de amortiguación específica-SDC" que miden la disponibilidad de las rocas para atenuar la onda de tensión generada por la detonación del explosivo. La SDC varía considerablemente con el tipo de· roca: desde valores de 0.02-0.06 para los granitos (Windes, 1950; B1air, 19
1956) hasta los de 0,07-0,33 para areniscas. La SDC aumenta con la porosidad, la permeabilidad, las juntas y el contenido en agua de la roca. También aumenta considerablemente con los niveles meteorizados en función de su espesor y alteración. La intensidad de la fracturación debida a la onda de tensión aumenta conforme disminuye SDC. Así, por ejemplo, los explosivos tipo slurry son más efectivos en formaciones duras y cristalinas que en los materia1es blandos y descompuestos (Cook, 1961; Lang, 1966). Por el contrario, en estos últimos, el ANFO es más adecuado a pesar de su menor energía de tensión.
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4.2. PROPIEDADES DEL MACIZO ROCOSO: 4.2.1. PLANOS DE DISCONTINUIDAD PRE-EXISTENTES Todas las rocas de la naturaleza presentan algún tipo de discontinuidad -microfisuras y macrofisuras que influyen de manera decisiva en las propiedades físicas y mecánicas de las rocas y consecuentemente en los resultados de las voladuras. En efecto, en el caso de voladuras de producción, un porcentaje de la pila de escombro se presentará en tamaños superiores al admitido por el equipo de carga y la machacadora, por lo que se requerirá una fragmentación adicional con el consiguiente aumento de los costes de producción. Por otro lado, en la construcción de instalaciones portuarias y presas de escollera se hacen necesarias determinadas dimensiones y porcentajes de roca que raramente son conseguidos en voladuras de producción. El estudio detallado deberá basarse en el análisis de los resultados de los sondeos y su correlación con los datos recogidos de la observaci6n directa definiendo localización, orientación (dirección y buzamiento), espaciado, espesor, tipo de relleno y coeficiente de rugosidad de dichos planos. Las discontinuidades pueden ser cerradas, abiertas o rellenas, y por ello con diferentes grados de transmisión de la energía del explosivo. Las paredes de estas discontinuidades son superficies planas sobre las cuales se reflejan las ondas de choque atenuando y dispersando la energía desarrollada. Otro efecto de las juntas abiertas cuando intersectan a los barrenos, es el prematuro escape de los gases producidos y la caída drástica de la presión de barreno. Consecuentemente, la fragmentación y el desplazamiento debido a la energía de burbuja disminuirá y especialmente cuando esas juntas abiertas conectan el barreno con el frente libre. Otros efectos negativos son los constituidos por las frecuentes proyecciones, mayor nivel de onda aérea y las sobreexcavaciones.
Tabla 2: Relación de la apertura y rellenos de las discontinuidades con la absorción de energía 21
Tabla 3: Tipo de fragmentación según atendiendo el control estsructural.
Otro intento por considerar las discontinuidades estructurales en el diseño de voladuras es aquel en que se relaciona la frecuencia de fracturas y la 22
resistencia a cizallamiento de las mismas con el consumo específico de explosivo (Ashby, 1977).
Figura 12: Relación empírica entre el consumo específico, frecuencia de fracturación y resistencia al corte de las mismas desarrollado en la mina de Bouganville.
4.2.2. CAMBIOS LITOLÓGICOS: Cuando se encuentran en contacto dos materiales de características resistentes muy diferentes como por ejemplo, una caliza competente en contacto con arcillas muy plásticas (terreno Kárstico) y si los barrenos atraviesan estas formaciones, se producirá una gran pérdida de energía asociada con la caída de presión de los gases al producir deformaciones plásticas en dichas arcillas, y por consiguiente se obtendrá una mala fragmentación.
Figura 13: Caso típico de cambio litológico en contacto entre rocas competentes y rocas plásticas. 23
Para aumentar el rendimiento de las voladuras se pueden adoptar las siguientes medidas: 1. Retacar con material adecuado (de tamaño 1/17 de diámetro de perforación) aquellas zonas del barreno que estén en contacto con material plástico o pr6ximo a ellas. Para realizar es to es necesario un cuidadoso control de la perforación observando el detritus y midiendo longitudes perforadas. 2. Emplear cargas de explosivo totalmente acopladas a la roca competente con una gran velocidad de detonación y una relación de Energía de tensión/Energía de burbuja alta. 3. Localizar los multiplicadores o primers en el punto medio de la roca competente para incrementar la resultante de la onda de tensión que actúa a ambos lados. 4. Evitar el prematuro escape de los gases a la atm6sfera asegurando que tanto la longitud de retacado (al menos 20 d) y la dimensión de la piedra son correctas en la parte superior de los barrenos. 4.2.3. TENSIONES RESIDUALES: Cuando actúan los tensiones residuales, tectónicas y/o gravitacionales , el esquema de fracturas generado alrededor de los barrenos nos puede estar influenciado por la concentración no uniforme de tensiones alrededor del mismo. En las rocas masivas homogéneas, las grietas que empiezan a propagarse radialmente desde los barrenos tienden a seguir la dirección de las tensiones principales. Así por ejemplo, en el avance de las galerías en macizos rocosos con una alta concentración de tensiones como en el caso de la Fig. la secuencia de disparo en los barrenos del cuele deberá adecuarse a los mismos. Si en los planos de precorte de las excavaciones proyectadas actúan tensiones normales al mismo, los resultados obtenidos no serán satisfactorios, a menos que el espaciamiento entre barrenos se reduzca considerablemente o se realice previamente una excavación piloto próxima que sirva para la relajación del macizo liberando dichas tensiones y se sustituya el precorte por una voladura de recorte.
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Figura 14: Secuencia de iniciación en un cuele con barreno central de diámetro y tensiones residuales horizontales (a) secuencia incorrecta (b) secuencia correcta
5. APLICACIONES DE LA MECÁNICA DE ROCAS EN LA VOLADURA 5.1. RELACIÓN DE LA VELOCIDAD SÍSMICA CON EL CONSUMO ESPECÍFICO DE ANFO: Algunas de las aplicaciones más directas al campo de las voladuras son las desarrolladas por Broadbent (1974), Heinen y Dimock (1976), en las que se relaciona con éxito los resultados de las voladuras con las velocidades sísmicas de propagación, en otras palabras, el consumo específico de explosivo o más concretamente el factor de energía y la velocidad sísmica.
Figura 15: Correlación entre velocidad sísmica y consumo específico Como puede observarse; conforme aumenta la velocidad sísmica se requiere una mayor cantidad de energía para una fragmentación satisfactoria. Es ampliamente conocido el criterio de acoplamiento de 25
impedancias (Velocidad de propagación en la roca x densidad de la roca = Velocidad de detonación x densidad del explosivo) en el intento de maximizar la transferencia de energía del explosivo a la roca. Este método ha tenido gran éxito en una explotación americana de cobre donde se han llegado a reducir los costes de perforación y voladura hasta un 17% Algunas de las precauciones a tener en cuenta cuando se adopta esta técnica son: 1. Cuando el material se encuentra saturado de agua, la velocidad sísmica puede ser unos 300 m/s mayor que la que corresponde al material seco, pero el posible aumento en el consumo específico queda compensado por la mayor dificultad de rotura de ese material. 2. Los registros sísmicos se realizarán cuando las unidades de operación están paradas con el fin de evitar posibles interferencias. 3. En época invernal con grandes heladas, pueden medirse velocidades sísmicas 600 m/s superiores a las registradas en condiciones normales. Esto es debido a que las ondas secundarias alcanzan los geófonos antes que las primarias. Esta discrepancia puede corregirse contrastando los datos recogidos con los pertenecientes al banco superior en la zona de estudio. 4. Utilizar un espaciamiento correcto entre geófonos a fin de evitar anomalías producidas por niveles profundos o minados y hacer las medidas en dos sentidos según una misma dirección.
5.2. DETERMINACIÓN DEL FACTOR DE VOLABILIDAD: BORQUEZ: Determinó el factor de volabilidad (Kv) de la ecuación de PEARSE para el cálculo del burden, usando el índice del RQD corregido por un coeficiente de alteración. Este tiene encuenta la resistencia de las discontinuidades. En función de la apertura de estas y el tipo de relleno se tiene la tabla 1.1 el factor de corrección con respecto a las resistencias de las discontinuidades y la tabla 1.2 muestra la calidad de la roca RQD. La figura 1.1muestra el factor de volabilidad de BORQUEZ con respecto al RQD corregido o equivalent rock quality designation (ERQD)
Tabla 4: Desiganación de la calidad de la roca
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Tabla 5: Factor de corrección según la resistencia de las discontinuidades
Calculo del factor de volabilidad “Kv” en función de la calidad de la roca
Kv=1.96 – 0.27∗ln( ERQD) Dónde: ERQD= Designación de la calidad de la roca equivalente
ERQD=RQD X JSF
Figura 16: Cálculo del factor de volabilidad (Kv) en función del RQDE 27
5.3. CÁLCULO DEL BURDEN SEGÚN PEARSE: En este modelo matemático, el burden está basado en la interacción proporcionada por la mezcla explosiva, representada por la presión de detonación y la resistencia a la tensión dinámica de la roca utilizando el concepto de la energía de deformación por unidad de volumen obtuvo la siguiente ecuación:
Donde: B= Burden, m Kv= Factor de volabilidad de la roca. Varía entre 0.7-1 D= Diámetro de taladro (mm) P2= Presión de detonación de la carga explosiva (MPa) Std= Resistencia a la tracción dinámica de la roca (MPa)
5.4. DETERMINACIÓN DEL ÍNDICE DE VOLABILIDAD BI, SEGÚN LILY BI = 0.5(RMD + JPS + JPO + SGI + RSI) Dónde:
RMD = Descripción del macizo rocoso JPS = Espaciamiento entre planos de juntas JPO = Orientación de los planos de juntas SGI = Influencia del peso específico RSI = Ratio de influencia de la resistencia = 0.05.RC RC = Resistencia a la compresión simple (MPa)
Los factores de ponderación de cada uno de estos parámetros se presentan en la Tabla 3.
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Tabla 6: Factores de ponderación de BI
Consumos Específicos (CE) o Factores de Energía (FE) a partir del BI CE (kg ANFO/t) = 0.004.BI FE (MJ/t)
= 0.015.BI
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Figura 17: Calculo del consumo específico de ANFO en función del índice de volabilidad
5. CONCLUSIÓN Se observa que el primer paso para realizar una buena perforación y fragmentación de rocas es estudiar de una forma detallada las propiedades 30
de las rocas y del macizo rocoso ya así poder escoger el tipo de explosivo que mejor se adapte a estas propiedades. Para la perforación se debe tener en cuenta los rasgos estructurales del macizo rocoso y las propiedades de las rocas, para obtener un menor desgaste de las piezas de perforación y así poder obtener una reducción en el costo de operación de la mina. En una mina que recién va a entrar a operación, el estudio geomecánico nos ayuda a seleccionar un tipo de perforadora y elementos de perforación a usar. En segundo lugar, en el caso de la voladura de rocas, después de estudiar las propiedades de la roca y del macizo rocoso se procede a estudiar la cantidad de la carga y la distribución de estas; para esta etapa se ha desarrollado múltiples métodos y expresiones empíricas, como se muestran en la Sección 5 de este trabajo, tomando en cuenta los resultados obtenidos por estos estudios, a mi parecer consideraría importante el resultados obtenido por Broadbent (1974), Heinen y Dimock (1976) que han obtenido una reducción de 17% en los costos de producción en una mina de cobre en EE.UU., así que este campo de los estudios de la velocidad de propagación de las ondas sísmicas como ayuda para la selección de la cantidad de explosivo se debe tener muy en cuenta. En conclusión la mecánica de rocas, ayuda a minimizar los problemas de operación que uno pueda tener durante la vida operativa de la mina, y esto influye en los costos de mina, ya que se gasta menos elementos de perforación a usar, menos explosivos, una adecuada malla de perforación, una tamaño de fragmento óptimo.
6. BIBLIOGRAFÍA
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LOPEZ JIMENO, EMILIO. Influencia de las propiedades de las rocas y de los macizos rocosos en el diseño y resultado de las voladuras. INSTITUTO GEOLÓGICO Y MINERO DE ESPAÑA. Manual de perforación y voladura de rocas. MADRID. EXSA S.A., Manual de voladura. LIMA GONZALES DE VALLEJO. Ingeniería Geológica. MADRID 2002
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