LA GEOMECÁNICA EN LA PERFORACIÓN Y VOLADURA DE ROCAS Presentado en VIII VIII Semin Seminario ario Internacio nal de Explos ivos ivo s - INDUMIL noviembre de 2009, BOGOTÁ Publicado con autori zación zación del autor
ÁL VARO CORREA ARROYAVE ARROYA VE Ingeniero de minas y metalurgia Doctor Ingeniero Mecánica de Rocas Especialista en Técnicas Modernas de Voladura Profesor Escuela de Ingenieros Militares Profesor Universidad Santo Tomás Profesor Pensionado Universidad Nacional de Colombia Gerente Técnico PERVOL S.A.
INTRODUCCIÓN En el diseño de voladuras, las características físicas, químicas y mecánicas de las rocas, (entre otras de sus propiedades) así como la estratigrafía y los rasgos estructurales del macizo rocoso, juegan un papel importante pues determinan determinan la geometría de la voladura, el consumo específico y la regulación de los tiempos de retardo tanto en voladuras a cielo abierto como subterráneas, pero también el consumo de aceros de perforación y las molestias sobre la comunidad y el entorno. Así lo ha dejado muy explícito el Instituto Tecnológico Geominero de España en su excelente obra Manual de Perforación y Voladura de Rocas, en especial en sus capítulos 17 y 18 dedicados al estudio de las rocas y de los macizos rocosos respectivamente. Los elementos básicos de geología que tienen incidencia en la perforación y voladura son: 1) las características físicas y mecánicas de las rocas que conforman el macizo rocoso, 2) la estratigrafía, esto es, la presencia de estratos menos resistentes, y eventualmente más delgados, y presencia de cavidades cavidades y 3) los rasgos estructurales, esto es, la presencia de planos de estratificación, estratificación, diaclasas principales y secundarias, en lo que tiene que ver fundamentalmente con sus actitudes. Otro parámetro que debe tenerse en cuenta en un diseño racional, está obviamente, asociado con los objetivos de la voladura; este otro actor puede conllevar a modificar los diseños en virtud a favorecer la granulometría a lograr, así como a evitar la dilución del material a remover. El principio de una buena voladura se fundamenta en una buena supervisión al proceso de perforación.
www.imcportal.com
1.- CARACTERÍSTICAS CARACTERÍSTICAS FÍSICO-MECÁNICAS FÍSICO-MECÁNICAS DE L AS ROCAS Los materiales que constituyen los macizos rocosos poseen ciertas características ingenieriles función de su origen y de los procesos geológicos posteriores a los que han podido estar sometidos. Es así como se tienen las rocas ígneas, sedimentarias y metamórficas. Rocas Ígneas Las masas de roca ígnea homogénea son normalmente densas y la fragmentación uniforme resultante de un procedimiento de voladura y una malla determinada, puede ser menos problemática que la que se tendría en masas rocosas sedimentarias o metamórficas. Los sistemas de diaclasa que existen normalmente, exhibiendo dirección e inclinación con una orientación preferencial específica (diaclasas de enfriamiento) influencian tanto la fragmentación como las condiciones de regularidad del frente y el fracturamiento del macizo rocoso detrás de la última línea volada. En las rocas de origen volcánico, también es frecuente encontrar un gran número de cavidades formadas durante su enfriamiento. Rocas Sedimentarias Las rocas sedimentarias presentan una variación más amplia de problemas de voladura, por ejemplo, las calizas inorgánicas de origen químico son más densas y usualmente algo más frágiles que las orgánicas formadas a partir de conchas y esqueletos de organismos vivos, más porosas y resilientes que las primeras; esto sugiere que para estos casos, puede dar mejor resultado en la voladura un agente de voladura de baja velocidad que dilate la roca, que uno con una velocidad mayor. La consistencia del material cementante en los aglomerados, areniscas y pizarras, influye notoriamente notoriamente en la voladura y fragmentación de estas rocas. Rocas Metamórfi Metamórfi cas El bandeamiento en una roca metamórfica tal como el gneiss, tiene una influencia preponderante en la fragmentación. Las voladuras perpendiculares al bandeamiento producirán resultados diferentes a las realizadas paralelas a dicha dirección. Propiedades físicas y mecánicas de las rocas El análisis que se presenta a continuación es un resumen extraído del manual de perforación y voladuras de rocas del ITGM. Las propiedades físicas y mecánicas más importantes de las rocas que influyen sobre el buen diseño de una voladura, son: • • • • •
La densidad Las resistencias dinámicas La porosidad La fricción interna La conductividad www.imcportal.com
• • • •
La velocidad de la onda longitudinal El módulo de elasticidad La relación de Poisson El índice de expansión
La densidad. En densidad. En general, las rocas de baja densidad se deforman y rompen con facilidad, requiriendo un factor de energía relativamente bajo, en tanto que las rocas más densas demandan de una mayor cantidad de energía para lograr una fragmentación satisfactoria así como un buen desplazamiento y esponjamiento del material volado. En rocas con alta densidad, para que el empuje impartido por los gases sea el adecuado, deben tomarse las siguientes precauciones: aumentar el diámetro de perforación para elevar de esta manera la presión de barreno, reducir el esquema y modificar la secuencia de encendido, mejorar la efectividad del retaque con la finalidad de aumentar el tiempo de actuación de los gases y obligarlos a que escapen por el frente libre y no por el mismo barreno y utilizar explosivos con una alta energía de empuje. Este parámetro es quizá el más utilizado en las expresiones que permiten determinar parámetros geométricos tales como el burden, pero también en la determinación de la impedancia. Las resistencias estáticas. Las estáticas. Las resistencias estáticas a la compresión y a la tracción, se utilizan como parámetros indicativos de la aptitud de la roca a la voladura. voladura. De esta forma, Hino, 1959, definió el índice de volabilidad, como la relación resistencia a la compresión / resistencia a la tracción, de modo que un mayor valor de esta relación estaría asociado con una mayor facilidad para fragmentar la roca. Conviene igualmente determinar las resistencias a la compresión triaxial estáticas para tener una idea del incremento de esfuerzo de la roca producto de dicho confinamiento. Estos parámetros ingresan en un sinnúmero de formulaciones asociadas con el consumo de aceros de perforación y con el consumo específico, entre otros de los parámetros más importantes de la voladura. En la Figura 1 se muestran algunos de los parámetros mecánicos extraídos de un ensayo de resistencia a la compresión simple sobre un núcleo de caliza.
www.imcportal.com
800,00 C
,
c
700,00
Fisuración Inestable
e l p m i s
V/V
m o k c
500,00
F
400,00
C
E50% (E50)
C
R
200,00
K
s
Cierre de Vacios
/2
300,00
a o z r e u f s E
Degradación Post-ruptura
Et
Deformación Elástica Lineal
a l
l
R
Fisuración Estable
n ó i s ² e r m c p /
600,00
Resistencia residual
100,00
El ° 0,00
- 4000 t
- 3000
- 2000
- 1000 t°
0 l°
Defo De for. r. Lo Long ng
1000
2000
3000
4000
5000
Deformación 10-6 Defo De for. r. Tra rans. ns.
6000
7000
8000 l
Rela Re lac. c. Volum. u m.
Figura 1. Curvas 1. Curvas Esfuerzo de compresión axial – deformación unitaria axial – deformación unitaria diametral – deformación unitaria volumétrica. Donde: Límite de la fase de cierre de fisuras Inicio de la fisuración estable (Griffith) Inicio de la fisuración inestable Resistencia a la compresión simple Resistencia residual E Módulo de deformación tangente Ei Módulo de Young en el origen K Pendiente de la fase lineal de la deformación volumétrica Et Módulo de deformación lateral R Umbral de dilatancia εl Deformación unitaria axial εt Deformación unitaria lateral εlº, εtº Deformaciones residuales ΔV/V Deformación unitaria volumétrica σs σf σl σc σR
Amerita aquí precisar los conceptos de tenacidad, resiliencia y rigidez, los cuales se extraen de una curva esfuerzo-deformación como la indicada en la figura anterior.
www.imcportal.com
•
Tenacidad
La tenacidad refleja fundamentalmente la capacidad de un material para absorber energía durante la deformación plástica. En una prueba estática, esta energía se mide por el área bajo la curva esfuerzo - deformación, la cual representa el trabajo requerido para fallar la muestra. El módulo de tenacidad, es la máxima cantidad de energía de deformación por unidad de volumen que el material puede absorber sin fracturarse; se expresa en kg.cm/cm³. El módulo de tenacidad, Mt, puede estimarse, para materiales que tienen un comportamiento parabólico en la curva esfuerzo - deformación, como las rocas, mediante la expresión: Mt =
2 σ ⋅ ε 3 c f
donde Mt: módulo de tenacidad σc: esfuerzo de la compresión simple εf : deformación unitaria en la falla Puede deducirse entonces, que los materiales con una alta tenacidad deben ser muy resistentes y exhibir una alta ductilidad. Los materiales frágiles, por su parte, usualmente tienen baja tenacidad dado que sólo muestran una pequeña deformación plástica antes de la fractura (Jastrzebski, 1959). Un método simple para medir la tenacidad al impacto de la roca, es el que se realiza en la máquina de impacto Page. La prueba de impacto se realiza sobre núcleos de roca intacta cuidadosamente preparados, de 25 mm de altura por 25 mm de diámetro, relación H/D = 1. Una masa de 2 kg cae verticalmente entre unas guías paralelas, hasta un émbolo terminado en forma esférica que pesa 1kg el cual permanece en contacto con el núcleo. La altura de caída del primer golpe es de 1cm y cada golpe sucesivo posterior, va aumentando 1 cm en altura. La altura en centímetros del golpe que produzca la ruptura del material, se registra como el valor de su tenacidad. El método estándar para determinar la tenacidad de la roca, se presenta con la designación ASTM: D 3-18. Obert et al. (1946) utilizaron este procedimiento, con ligeras modificaciones, para estandarizar las pruebas sobre material rocoso para minería. La tenacidad de la roca también correlaciona con su dureza de rebote. •
Resiliencia
La capacidad de un material para absorber energía en el rango elástico, se conoce como su resiliencia (Jastrzebski, 1959). El módulo de resiliencia es la máxima cantidad de energía de deformación por unidad de volumen que el material puede absorber hasta el www.imcportal.com
límite elástico; se expresa en kg.cm/cm³ y está representado por el área bajo la curva, esfuerzo - deformación, en la zona elástica. Las dos propiedades, esfuerzo en el límite elástico y elasticidad, que al parecer influyen, en gran parte, sobre la resistencia a la compresión, intervienen en la determinación del módulo de resiliencia, tal como se aprecia en la siguiente expresión: 2
Mr =
donde Mr : σl : E: εl :
σ
l
2E
módulo de resiliencia esfuerzo en el límite elástico módulo de deformación deformación unitario en el límite elástico
Esta ecuación indica que para un alto módulo de resiliencia, el material debería exhibir un alto esfuerzo en el límite elástico. El término resiliencia no debe confundirse con el módulo de resiliencia. Dentro del límite proporcional, la resiliencia es igual al trabajo externo realizado sobre un material durante la deformación. De este modo, la resiliencia total de un material es el producto de su volumen por el módulo de resiliencia (Eshbach, 1952). Una baja resiliencia es conveniente para una buena amortiguación de la amplitud de las ondas, y una alta resiliencia para la baja generación de calor interno (Richards, 1961). Los valores del módulo de resiliencia en compresión, de algunas rocas típicas ensayadas por la oficina de Minas de los Estados Unidos (Windes, 1949), se indican en la Tabla 1. Tabla 1. Módulo de resiliencia de algunas rocas típicas Roca Mr (in-lb/in³) Jaspilita 448,0 Hematita 134,0 Anfibolita 124,5 Mármol 66,3 Arena 62,5 Concreto 5,0 El concepto de energía de deformación expresado por el Mr, muestra claramente la influencia de las dos variables, esfuerzo y elasticidad, sobre la falla del material. Aunque el mármol y la arenisca tienen aproximadamente el mismo módulo de resiliencia, es evidente que los minerales que conforman el mármol ofrecen una mayor resistencia a la carga (una deformación más baja) no obstante, la energía total en ambos casos es teóricamente la misma. Cabe anotar, además, que sólo en casos excepcionales (en la determinación estática del módulo de elasticidad del material), existen relaciones lineales entre el esfuerzo y la deformación (Wuerker, 1953).
www.imcportal.com
•
Rigidez
La rigidez está caracterizada por el módulo de deformación o módulo de elasticidad, el cual es el factor de proporcionalidad entre el esfuerzo normal y la deformación relativa que sufre la muestra de roca; su valor en la mayoría de las rocas varía entre 0,3 x 10 5 y 1,7 x 105 MPa, dependiendo fundamentalmente de la composición mineralógica, la porosidad, el tipo de deformación, y la magnitud de la carga aplicada. También influye en dicho parámetro la estructura de la roca, ya que el módulo de deformación en la dirección de la estratificación o la esquistosidad es generalmente mayor que en la dirección perpendicular a ésta. El coeficiente de poisson, por su parte, es el factor de proporcionalidad entre las deformaciones tranversales relativas y las deformaciones longitudinales. Para la mayoría de las rocas y minerales está comprendido entre 0,2 y 0,4 y sólo el cuarzo exhibe un coeficiente de poisson anormalmente bajo, alrededor de 0,07. Las resistencias dinámicas. El tratamiento racional de los problemas reales obliga a considerar las resistencias dinámicas. Las resistencias de las rocas aumentan con la velocidad de carga pudiendo llegar en algunos casos a alcanzar valores entre 5 y 13 veces superiores a las estáticas. Es por ello que puede ser bastante conveniente, determinar en el laboratorio las resistencias al impacto, (a fin de determinar, por ejemplo, el índice de impacto, relación trabajo específico de impacto a resistencia a la compresión simple) a fin de seleccionar explosivos que desarrollen en las paredes del barreno, esfuerzos inferiores o iguales a la resistencia a la compresión dinámica de la roca o provocar una variación en la curva Presión-Tiempo, mediante el desacoplamiento de la carga dentro del barreno. La comparación entre algunas de las propiedades estáticas y dinámicas de las rocas, se presenta en la Tabla 2.
Tabla 2. Comparación de algunas propiedades dinámicas y estáticas de algunos tipos de rocas, según Coates.
Ensayos Dinámicos
Mármol
Ar eni sca Ar eni sc a A B
Velocidad de aplicación del esfuerzo, 1,7 x 106 1,4 x 106 kg/cm²/seg Esfuerzo de rotura, kg/cm² 215 220 Deformación en la falla, d, micras 490 610 4 E, kg/cm² 51 x 10 64 x 104 Ensayos Estáticos
Mármol
Velocidad de aplicación del esfuerzo,
1,1
www.imcportal.com
Granito
1,5 x 106
1,5 x 106
190 460 40 x 104
170 630 30 x 104
Ar eni sca Ar eni sca A B 1,8 0,5
Granito 2,2
kg/cm²/seg Esfuerzo de rotura, kg/cm² Deformación en la falla, d, micras E, kg/cm²
53 145 47 x 10
80 410 19 x 10
29 370 10 x 10
53 510 12 x 10
De la anterior tabla se desprende que para una velocidad de aplicación de la carga de un millón de veces superior, es decir, ensayos de impacto (o de corta duración), 1.- Se obtiene una resistencia entre 2,75 y 6,55 veces superior a la estática, según el tipo de roca. 2.- El módulo de deformación, aumenta entre 1,08 y 4,00 veces, según el tipo de roca. Lo anterior que indica, entonces que la roca se hace más resistente y más deformable. Las anteriores consideraciones ponen de manifiesto la necesidad de hacer intervenir en los cálculos para voladura el efecto de las propiedades dinámicas en lugar de las estáticas, en diseños de voladura. Según esto, entonces, la recomendación es, en principio, tomar un valor de por lo menos 5 veces la resistencia a la compresión simple como su equivalente en resistencia a la compresión simple dinámica, en tanto que su módulo de deformación, pudiera ser del orden de 2 veces el correspondiente al módulo en compresión simple. Con estas consideraciones, puede entrarse ahora a deducir la tenacidad y la resiliencia dinámicas, fundamentales para el cálculo energético de las voladuras. La porosidad. Se trata de la porosidad intergranular, primaria o de formación, cuya distribución en el macizo pudiera considerarse uniforme y que genera efectos como la atenuación de la energía de la onda de choque y la reducción de la resistencia dinámica a la compresión y, consecuentemente, un incremento de la trituración y porcentaje de finos. El trabajo de fragmentación en rocas muy porosas, se realiza, casi en su totalidad, por la energía de empuje, lo que obliga a utilizar explosivos con una elevada energía de empuje, sacrificando la energía de tensión, mediante el desacoplamiento de las cargas y a retener los gases de las voladuras a alta presión con un adecuado dimensionamiento de la longitud y tipo de retaque. La Capacidad de Amortiguación Específica. Puesto que las rocas no constituyen un medio elástico, parte de la energía de la onda de tensión que se propaga a través de él, se convierte en calor debido a la Capacidad de Amortiguación Específica, CAE, la cual determina la disponibilidad de las rocas para atenuar la onda de tensión generada por la detonación. Este parámetro varía de un tipo de roca a otro, tomando valores de 0,02 a 0,06 para los granitos, hasta 0,07 a 0,33 para las areniscas; esto es, aumenta con la porosidad, permeabilidad, diaclasas, contenido de humedad y, por supuesto, con los espesores y el grado de alteración debido a la meteorización. La fracturación debida a la onda de tensión, aumenta conforme disminuye CAE. Así por ejemplo, los hidrogeles son más efectivos en formaciones duras y cristalinas que en materiales blandos y descompuestos; en estos últimos es más adecuado el ANFO a pesar de su menor energía de tensión.
www.imcportal.com
La conductividad. Fugas o derivaciones de corriente pueden presentarse cuando los detonadores se colocan dentro de barrenos en rocas de cierta conductividad, como los sulfuros complejos o las magnetitas, y esencialmente cuando las rocas son abrasivas y existe agua en el entorno de la pega. La velocidad de la onda longitudinal . La velocidad de la onda longitudinal es la velocidad a la cual la roca transmitirá las ondas de compresión: mientras más densa y homogénea sea la roca, más eficientemente se propagarán las ondas. La velocidad de detonación del explosivo requerido, se determina mediante las características de propagación de las ondas en la roca, estando en una relación directa. Este parámetro es vital en el buen manejo de una voladura, pues determina no sólo la impedancia del terreno sino también, es un parámetro que permite determinar la vibración que producirá el explosivo en el terreno. El módulo de elasticidad. Es la medida de la rigidez de la roca; esto es, la medida de la capacidad que tiene la roca a contrarrestar o resistir la deformación. Mientras mayor sea este módulo, mayor oposición presentará la roca para ser fracturada. La relación de Poisson. Mide el grado en el que un material dilata o comprime su área de sección transversal perpendicular al esfuerzo. La relación de Poisson no tiene ninguna influencia en la determinación de las características de la voladura de las rocas excepto que una relación menor está asociada con la mayor propensión de la roca al prefracturaminento (presplitting). El índice de expansión. Se refiere al aumento de volumen que ocuparía un metro cúbico de roca en banco, al ser volado. Depende de la granulometría y de su grado de acomodación. Las anteriores, y otras propiedades de las rocas influencian tanto la perforación como la voladura, lo cual es bien conocido por los expertos en explosivos, mas lo que se percibe bastante claramente es que aun así se ignoran, lo cual puede dar lugar a voladuras menos eficientes. Dureza y p enetración La fracturación eficiente y económica del material rocoso, se rige en gran parte por la aplicación exitosa de taladros perforadores, ya sean de percusión o rotación. A causa de las muchas variables involucradas, este tema ha sido algo difícil de interpretar, por la diversidad de reglas que sugieren la cantidad de energía que debe utilizarse para perforar cualquier banco de roca en particular. Las llamadas “rocas duras” han sido perforadas fácilmente, en comparación con las rocas menos duras, por sus características de fragilidad y desmoronamiento. Por ejemplo, una roca ígnea dura o una metamórfica, puede ser perforada con mayor eficiencia que una caliza compacta (Shepherd, 1950).
www.imcportal.com
La palabra dureza como se emplea en la industria de la perforación, tiene una variedad de significados que dependen incluso del método de perforación utilizado. El término, “roca dura”, se usa generalmente para describir una formación geológica que por alguna razón es difícil de perforar. En la perforación con broca de diamantes, la dureza se interpreta como la resistencia a la abrasión. En la perforación por percusión, el término implica la resistencia al impacto, mientras que con las perforadoras de rotación, la dureza se considera análoga al esfuerzo de compresión. Aunque éstas se consideren variables enfrentadas para los diferentes tipos de roca, el término dureza se aplica indiscriminadamente por la industria, como la resistencia de la roca a la penetración por cualquier tipo de técnica de perforación (Mather, 1951). El volumen de material perforado con taladros neumáticos, en la industria minera, petrolera y de la construcción, ha dado excelentes resultados. Por tanto, el problema del aumento en la eficiencia de la perforación toma una gran importancia; éste depende de las propiedades mecánicas del material rocoso, las herramientas de perforación y el operario encargado (Protodyakonov, 1963). Numerosas investigaciones han sido llevadas a cabo por los fabricantes de equipos de perforación, acero para taladros, brocas y otros componentes, con el fin de determinar los tipos y especificaciones más adecuadas para perforar diferentes estratos. La mayoría de los investigadores aceptan que, aunque un conocimiento de las propiedades físicas es útil, en general, éstas no son una guía segura para definir la perforabilidad. Rollow (1963) describe una prueba de laboratorio en la cual, la perforabilidad puede predecirse sobre la base de perforar pequeñas muestras con una micro broca de un diámetro de 1¼”. Al perforar las muestras de la formación rocosa con esta microbroca y al medir la tasa de perforación y el desgaste de los dientes, pueden establecerse estimaciones para el desempeño de una broca de mayores dimensiones. El primero en reportar el uso de la microbroca fue Scott (1946) en la que correlaciona la perforabilidad de la roca con el esfuerzo a la trituración. Head (1951) utilizó una microbroca para establecer una clasificación de perforabilidad para 15 formaciones geológicas diferentes. Mather (1951) indica que la causa principal de confusión, en la literatura de perforación de rocas, puede atribuirse a las diferentes definiciones del concepto de dureza de las rocas y sus promedios. Aunque ninguna de las investigaciones han estado directamente relacionadas con un estudio de propiedades de dureza, de por sí el uso de microbrocas, involucra los tres tipos de dureza, es decir, dureza a la abrasión, dureza a la penetración y dureza dinámica o de impacto. Otros investigadores han indicado que la dureza está estrechamente relacionada con la perforabilidad y han hecho intentos por descubrir dicha relación. Protodyakonov (1963) estableció que es esencial conocer la dureza, plasticidad (deformabilidad) y abrasividad, con el fin de caracterizar las propiedades mecánicas de perforación de las rocas. Para determinar la resistencia de las rocas, describió una técnica de trituración de la roca, en la cual se obtiene un coeficiente empírico de esfuerzo a la compresión. Además estimó la deformación a partir de las pruebas de dureza Shore. La dureza y abrasividad se evalúan www.imcportal.com
con un ensayo muy elaborado, de perforación. Head (1951) realizó mediciones usando la prueba Knoop, con el fin de determinar la relación entre la perforabilidad de siete diferentes formaciones geológicas y la dureza de las muestras de esas formaciones, y concluyó que no existe una relación consistente entre la dureza y la perforabilidad de estas formaciones; mas sin embargo, concluyó en que la perforabilidad se relaciona más con la forma en que los cristales duros se encuentran cementados. Las pruebas de dureza de rebote también han sido utilizadas para determinar sus aplicaciones como un indicador de perforabilidad. Wolansky (1949) hizo uso del esclerómetro en Alemania para obtener valores seguros y comparables de dureza de las rocas, en particular, con respecto a la perforabilidad. Los ensayos concluyen que el esclerómetro puede ser útil para indicar la perforabilidad, si se tienen en cuenta los valores comparativos, antes que los números absolutos.
1. Dureza Total Deere (1970) sugirió el uso de una combinación entre resistencia y abrasividad de la roca para la previsión de la penetración de tuneladoras y llamó Dureza Total (HT) al parámetro HT = H R
H A
donde HT : dureza total HR : dureza de rebote al martillo Schmidt H A : abrasividad Taber Modificado Nelson et al. (1983) han estudiado cuatro túneles y encontraron una excelente correlación entre el índice de penetración y la dureza total I d = 5,95 + 0,18H T
donde Id : Índice de penetración, kN/mm HT : dureza total Una forma de definir el índice de penetración, propuesta por Nelson (1983), es utilizar la dureza Schmidt, dada la facilidad de determinación de este parámetro. La correlación propuesta por este investigador se presenta en la siguiente expresión: I d = 0,43H R − 3,00
En la Figura 2, se muestra alguna información que define el valor medio y el rango de variación de la dureza total, H T, definidos por TARKOY, para algunos tipos de roca.
www.imcportal.com
2.- ESTRATIGRAFÍA Las voladuras en zonas en donde se produce un cambio litológico drástico y, consecuentemente, una variación de las propiedades de las rocas, obligan a una reconsideración de los diseños. Deben colocarse, por ejemplo, espaciadores en arcilla o gravilla entre la carga del barreno en donde la presencia de lodolitas, por ejemplo, indica que es posible una explosión prematura. A menudo, estratos de lutita o arcillolita muy blandos, se encuentran concentrados en una pequeña longitud del barreno, los cuales deben ser tratados de la misma manera a fin de prevenir una pérdida de energía del explosivo. Los yacimientos estratiformes semi horizontales que presentan algún horizonte muy resistente, pueden conducir a un tipo de voladuras particular en los que las cargas se alojen perfectamente confinadas, a la altura de tales horizontes. Igualmente, es recomendable que la localización de los multiplicadores en las columnas de explosivo coincida con los niveles más resistentes a fin de aprovechar al máximo la energía de tensión producida por dicho explosivo. Rocas y sus intervalos de dureza conocidos
ROCAS Y SUS DUREZAS MEDIAS 200
Rocas Ígneas
Rocas Metamórficas
Cuarcita
a t i c r a u C
190 180 170 160 150 140
Diabasa
130
Pegmatita
120
Granito y Basalto
A
H 110 R
H 100 = T
H
Esquistos de Manhattan
s a s a b a i D y s a t i s e d n A , o t l a s a B
s a t i t a m g e P
o t i n a r G
s i e n G
s o e c á c i m s o t s i u q s E
70 60 50
Esquisto de Filadelfia Caliza de Alemania Limolita de New Jersey Calizas Dolomíticas
40 30 20
Pizarras de Lewis
10
Pizarras y Areniscas
a t i c r a u c o t r O s a d i c e r u d n e s a c s i n e r A
Valor medio Intervalo normal Intervalo anormal s e t n e t e p m o c s a c s i n e r A
90 80
Rocas Sedimentarias
0
s e l b a i r f s a c s i n e r A
s a t i m o l o D y s a z i l a C
a t i l o m i l y a r r a z i P
Figura 2. Rangos de valores de dureza total para algunas rocas
www.imcportal.com
Cuando se encuentren en contacto dos materiales de resistencias muy diferentes, como por ejemplo una lutita físil en contacto con una arenisca muy competente, y si los barrenos atraviesan dichas formaciones, tendrá lugar una gran pérdida de energía asociada con la caída de presión y escape de los gases al producirse deformaciones rápidas de dichos materiales menos resistentes y, por consiguiente, se obtendrá una mala fragmentación (esta situación, que de hecho es mucho más común de lo que se pueda pensar, es un buen ejemplo para llamar la atención sobre el seguimiento que debe hacerse durante la perforación). Para aumentar el rendimiento de las voladuras en estos casos, se aconseja: retacar con material adecuado aquellas zonas del barreno que estén en contacto con el material menos resistente o próximo a ellas, emplear cargas de explosivo totalmente acopladas a la roca competente con una gran velocidad de detonación y una relación “ET / EB” alta, colocar los multiplicadores en el punto medio de la roca dura para incrementar la resultante de la onda de tensión que actúa a ambos lados y evitar el escape prematuro de los gases a la atmósfera asegurando que tanto la longitud de retaque como la dimensión del burden sean las correctas. Si los materiales de los estratos son diferentes en sus respuestas a la voladura, el piso del banco puede llegar a ser muy irregular; igualmente, es probable que se presenten fracturas terminales si el disparo se inicia en la dirección equivocada. En las Figuras 3, 4, 5 y 6, se ilustran algunas de estas situaciones en macizos rocosos heterogéneos.
Figura 3. Esquema de perforación en un macizo heterogéneo.
www.imcportal.com
Figura 4. Perfil de terreno mostrando una estratigrafía bastante inclinada y diferentes espesores de banco. Supóngase que el objetivo sea beneficiar el banco oscuro. En estas figuras, los entramados hacen alusión a las diferentes características tanto físicas como mecánicas, tales como: localización del estrato con respecto a la superficie, espesor del mismo, peso unitario, estado de diaclasamiento, resistencia a la compresión simple y módulo de Young, entre otros parámetros, así como los objetivos de la voladura.
Figura 5. En este caso, el banco a beneficiar es el que se encuentra debajo del estrato oscuro.
www.imcportal.com
Figura 6. En este caso, el estrato a beneficiar sería el que se encuentra inmediatamente encima del estrato en negro. 3.- RASGOS ESTRUCTURAL ES La característica más importante de todos los macizos rocosos es la presencia de discontinuidades; en efecto, todas las rocas en la naturaleza, así como todos los macizos rocosos, poseen algún grado de discontinuidad, microfisuras, macrofisuras, cavidades, etc. que influyen de manera decisiva en las propiedades físicas y mecánicas de las rocas y los macizos, y, por consiguiente, en los resultados de las voladuras. Las superficies de discontinuidad en el macizo pueden ser de distintas clases: estratificación, laminación, foliación primaria, esquistosidad, pizarrosidad, fracturas, juntas, etc. Dichas discontinuidades pueden estar abiertas, cerradas o rellenas, y por ende, exhibir diferentes grados de transmisión de la energía del explosivo. Los labios de estas discontinuidades representan superficies planas en donde se reflejan las ondas de choque atenuando y disipando la energía producida por el explosivo. La fragmentación está influenciada por el espaciamiento entre barrenos, “E”, el espaciamiento entre discontinuidades, “S”, y el tamaño máximo del bloque admisible, “M”. Especial cuidado debe prestarse cuando las discontinuidades son subverticales y la dirección de salida es normal a la de éstas, pues es frecuente la sobreexcavación detrás de la última fila de barrenos, lo cual obliga a una perforación inclinada para mantener la dimensión del burden en la primera línea.
www.imcportal.com
Cuando la estratificación o los sistemas de diaclasas presentan un ángulo menor de 30º, es recomendable que los barrenos sean normales a dichos planos con la finalidad de aumentar el rendimiento de las voladuras. Si se conoce la distribución en planta del estado de diaclasamiento del macizo, debe tenerse en cuenta esta disposición a fin de colocar correctamente los explosivos con los espaciamientos apropiados, en lugar de mantener un espaciamiento constante. En efecto, situaciones en las que las diaclasas se presentan en familias formando ángulos suplementarios, originan liberaciones desiguales de la energía de los explosivos, llegando la roca a fragmentarse excesivamente en las zonas con ángulos agudos y produciendo grandes bloques en las zonas con ángulos obtusos. Para evitar estos inconvenientes, que influyen muchas veces en la transmisión de importantes vibraciones al terreno, las cargas de explosivo deben colocarse preferentemente junto a zonas con ángulos obtusos y el espaciamiento entre barrenos debe ser paralelo a las direcciones de los planos de fractura. Además de estos procedimientos, se recomienda una reprogramación de las secuencias de encendido de las cargas, con la finalidad de crear la máxima superficie libre después de cada detonación, circunstancia que depende de la geometría de fracturación del macizo rocoso. Cuando es posible modificar el diámetro de los barrenos, conviene utilizar diámetros más pequeños al interior de zonas más fracturadas, pa ra controlar mejor la fragmentación y los impactos ambientales resultantes. Las discontinuidades en el macizo rocoso tienen gran influencia sobre el diseño y ejecución de las voladuras ya que pueden utilizarse como un indicativo preliminar de la fragmentación: el espaciamiento entre discontinuidades, puede: a- Obligar a un espaciamiento menor entre barrenos con el fin de minimizar sus efectos adversos en la fragmentación de la roca. b- Reducir los requerimientos de energía del explosivo para una buena fragmentación. c- Permitir el empleo de explosivos con alta producción de gases como el Anfo, para producir el desplazamiento del material durante la voladura. dEstablecer como clave de la fragmentación y el control estructural, la orientación del frente de explotación respecto a la orientación de las discontinuidades. Las Figuras 7 y 8 muestran la influencia del espaciamiento entre discontinuidades sobre la malla de perforación.
www.imcportal.com
Figura 7. Espaciamiento reducido entre barrenos en macizos fracturados para una alta fragmentación
Figura 8. Espaciamiento amplio entre barrenos en macizos fracturados para una baja fragmentación www.imcportal.com
La orientación de las discontinuidades respecto al frente de explotación, también tiene influencia en la eficiencia de la voladura, tal como se puede apreciar en las Figuras 9 y 10.
Figura 9. Familia de discontinuidades formando ángulos respecto de la cara libre De acuerdo con López Jimeno, la disposición de discontinuidades formando ángulos respecto a la superficie del frente libre, puede generar la producción excesiva de bloques en la cara y una superficie irregular en el frente.
Figura 10. Familia de discontinuidades paralela a la cara libre En el caso en el que las discontinuidades se encuentren paralelas al frente de explotación, se presenta un control estructural adecuado, una fragmentación uniforme y una superficie plana en la cara, por lo que se recomienda como la mejor disposición.
www.imcportal.com
Otras alternativas para implementar el control geoestructural, consisten en dotar a las voladuras de líneas de barrenos de precorte, las cuales reducen la probabilidad de sobrefracturación del macizo remanente, aunque pueden ocasionar vibraciones excesivas. Las tendencias son, por tanto, utilizar patrones de voladura versátiles, que se adapten a las discontinuidades de los macizos, lo que demanda un previo conocimiento de éstas. En una formación con presencia de estratos inclinados, los barrenos deben perforarse en filas a fin de crear una cara orientada en la dirección de buzamiento de dichos estratos (es decir, normal a la dirección de los mismos). Este procedimiento incrementa igualmente la posibilidad de tener una roca fracturada más allá de los límites de la última fila de barrenos, como en todos los casos, pero la parte superior posterior del último plano de estratificación se proyecta hacia afuera y la masa rocosa remanente no soportada es susceptible de caer por gravedad. La proyección contra el buzamiento, produce, por su parte, menos fracturamiento detrás de la última fila volada pero incrementa la posibilidad de un repié alto, un piso rugoso en el banco y una mayor altura que la pila de material volado normal. El burden se verá modificado por un factor de corrección dependiendo de si la proyección se hace a favor o en contra del buzamiento, así: para el primero, Kd = 1,18 y para el segundo, Kd = 0,95. El disparo normal a la dirección de los estratos no se debe llevar a cabo si existen múltiples plano de estratificación que se presenten muy inclinados en el frente de arranque. Si la voladura bajo cualquiera de estas condiciones conduce a resultados desfavorables, puede ser necesario reorientar el frente a fin de sacar ventaja de geologías más favorables; no obstante, si estos cambios no son posibles, la selección de los explosivos debe tomar en cuenta estos factores. Resulta una buena práctica orientar el frente paralelo a la dirección de un sistema de diaclasamiento principal, ya que en este caso la expansión de los gases producidos por la detonación del barreno trabaja contra la roca que es más propensa a fracturarse primero según las diaclasas principales y subsecuentemente según las diaclasas menores o secundarias. Las cavidades intersectadas por los barrenos, no sólo dificultan la perforación con la pérdida de brocas, varillas y tiempos de retardo, sino incluso, la eficiencia de la voladura, especialmente cuando se utilizan explosivos a granel o bombeables. Si, por otro lado, los barrenos no intersectan las cavidades, el rendimiento de la voladura también disminuye debido a la prematura terminación de las grietas radiales al ser interrumpidas, en su propagación, por las cavidades existentes y la rápida caída de presión de los gases al
www.imcportal.com
intercomunicarse el barreno con las cavidades, y, como consecuencia, la interrupción de la apertura de grietas radiales al escapar los gases hacia los espacios vacíos. Otra de las características del macizo rocoso que influencian la voladura son, los esfuerzos in-situ; en este caso, el patrón de fracturas generado entorno a los barrenos, puede estar influenciado por la concentración no uniforme de esfuerzos alrededor del mismo. En rocas masivas homogéneas, las grietas que empiezan a propagarse radialmente desde los barrenos, tienden a seguir la dirección de los esfuerzos principales. Esto quiere decir, entonces, que después de determinar la dirección de los esfuerzos principales, el frente de voladura debe orientarse en esa misma dirección. La presencia de agua, también tiene una importante influencia en el buen desempeño de las voladuras. Las rocas porosas y los macizos intensamente fracturados, cuando se encuentran saturados, presentan habitualmente ciertos problemas que obligan a seleccionar explosivos que no se alteren por el agua; además dicha humedad incide sobre la pérdida de barrenos por desplomes internos y dificulta la perforación inclinada. Por otra parte, el agua afecta a las rocas y a los macizos rocosos ya que aumenta la velocidad de propagación de las ondas elásticas en terrenos porosos y agrietados, reduce las resistencias de las rocas tanto a compresión como a tracción, al ser menor la fricción entre las partículas, y reduce la atenuación de las ondas de choque intensificando los efectos de ruptura debidos a la energía de tensión. Finalmente, la temperatura del macizo rocoso, en particular en yacimientos que contienen piritas, hace que los agentes explosivos tipo Anfo reaccionen, igualmente exotérmicamente con estos minerales. Las últimas investigaciones apuntan a una primera reacción entre el Anfo y el sulfato ferroso hidratado, y más especialmente entre este último y el nitrato amónico, iniciándose una reacción exotérmica que se automantiene a partir de los 80º centígrados. Este sulfato ferroso es uno de los productos de descomposición de las piritas, además del sulfato férrico y el ácido sulfúrico. Para obviar este inconveniente, es frecuente añadir al Anfo sustancias inhibidoras tales como úrea u oxalato potásico, entre otras, de tal forma que un 5% en peso de estas sustancias evitan la reacción exotérmica de la mezcla ternaria hasta una temperatura de los 180º C. La sensibilidad de los hidrogeles también depende de la temperatura de la roca con la que esté en contacto. La recomendación general cuando se presenten estos problemas, es la de limitar el número de barrenos por voladura, a fin de disminuir el tiempo transcurrido entre la carga y la voladura. ESTUDIO DEL MACIZO ROCOSO Es muy conveniente concebir el macizo rocoso en términos de la distribución de tamaño de bloques, de la misma forma que se estudia el suelo desde el punto de vista de su granulometría, puesto que las características de fragmentación natural de aquél y el tamaño de los bloques resultantes, son de vital importancia frente a la definición de la dirección del frente de corte, su comportamiento en la trituración y molienda, lixiviación, excavabilidad, perforación y voladura, así como sus efectos sobre la resistencia del macizo y su estabilidad.
www.imcportal.com
El tamaño de bloques es uno de los indicadores más importantes del comportamiento del macizo rocoso. Sus dimensiones se determinan mediante el espaciamiento, el número de familias y la persistencia de las discontinuidades que delimitan los posibles bloques. El número de familias y la orientación determinan la forma de los bloques resultantes, los cuales pueden asemejarse a cubos, romboedros, tetraedros, láminas etc. De cualquier modo, las formas geométricas regulares son la excepción a la regla ya que rara vez las discontinuidades resultan paralelas. Usualmente las rocas de tipo sedimentario presentan los bloques más regulares. La eficiencia de la voladura y los procesos de extracción de materiales de cantera, están fuertemente afectados por el tamaño natural del bloque in situ. El tamaño de bloques puede describirse mediante la dimensión media del bloque típico (índice modal de tamaño de bloques, Ib) o mediante el número total de discontinuidades que intersectan un volumen unitario del macizo (conteo volumétrico de diaclasas o número de diaclasas por metro cúbico, Jv). Índice modal de tamaño de bloques, Ib. Puede estimarse al seleccionar a ojo varios tamaños de bloques típicos y tomar sus dimensiones medias. Puesto que el índice puede variar desde milímetros hasta varios metros, una precisión en la medición del orden del 10%, debería ser suficiente. Cada rango debe caracterizarse por su moda y sus valores típicos máximo y mínimo. El número de intervalos debe registrarse igualmente ya que si existen sólo uno o dos intervalos, y consecuentemente se intenta convertir Ib a volúmenes de bloques típicos, puede no ser realista. El propósito de este índice, es representar las dimensiones medias de los bloques de roca típicos. El valor promedio de los espaciamientos modales individuales (S 1, S2, … Sn) puede no dar un valor realista de Ib si existen más de 3 familias, puesto que la cuarta familia, si se encuentra muy espaciada, incrementará artificialmente el valor de Ib, pero puede tener una baja influencia sobre los tamaños de bloques reales tales como se observan en el campo. En el caso de rocas sedimentarias, dos familias de diaclasas mutuamente perpendiculares que se cruzan, más la estratificación, constituyen un bloque de forma cúbica o prismática extremadamente común. En tales casos es correcto describir Ib mediante: Ib = (S 1 + S2 + S3) / 3. El espaciamiento de las discontinuidades individuales y las familias asociadas, tienen una fuerte influencia sobre la permeabilidad del macizo y las características del flujo. En general, la conductividad hidráulica de cualquier familia dada, será inversamente proporcional al espaciamiento, si las aperturas de las diaclasas individuales son comparables. A fin de cuantificar el espaciamiento, el equipo necesario consiste de una cinta métrica de un mínimo de 3m de longitud, calibrada en milímetros, un compás y un inclinómetro. El procedimiento es: siempre que sea posible, la cinta debe mantenerse a lo largo de la superficie expuesta de forma tal que la traza de la discontinuidad en dicha superficie, se mida aproximadamente perpendicular a la cinta; si ésta no es perpendicular, deben realizarse correcciones con respecto a esa desviación a fin de obtener el verdadero valor www.imcportal.com
del espaciamiento. Todas las distancias, d, entre discontinuidades adyacentes, se miden y registran sobre longitudes de muestreo no inferiores a 3m (o al espesor de la unidad de roca que se observe, si ésta es menor de 3m). La longitud de muestreo debería ser preferiblemente mayor a 3 veces el espaciamiento estimado. Las distancias, d, deben medirse con una precisión de 5% de sus valores absolutos. El menor ángulo, α, entre la cinta y la familia de diaclasas observada, se mide con un compás con una precisión de 5º. El espaciamiento modal se calcula a partir de la expresión: S = dm sen α Siendo dm la distancia modal medida, Figura 11. Es conveniente presentar la variación del espaciamiento mediante un histograma tal como el que se presenta en la Figura 12. El valor promedio de los espaciamientos modales individuales (S 1, S2, S3, … etc.) representa la dimensión media de los bloques rocosos típicos, si se asume su persistencia. El espaciamiento, o frecuencia de discontinuidades, puede también determinarse a partir de análisis de los núcleos de perforación y a partir de técnicas de observación del barreno tales como estratoscopios, cámaras fotográficas y cámaras de televisión. Finalmente, varios investigadores han encontrado una relación bastante confiable entre la frecuencia (número de discontinuidades por metro) y la velocidad de la onda longitudinal o de compresión, VL.
Figura 11. Medición del espaciamiento entre diaclasas observando la roca expuesta.
www.imcportal.com
Figura 12. Ejemplo de histograma. Análisis de longitud de bloques. Para cada familia de discontinuidad, deben registrarse los espaciamientos mínimo, modal y máximo (S min, S mod y S max). Un método muy conveniente para presentar un número muy importante de toma de datos de mediciones de espaciamientos para los cuales se hace indispensable un tratamiento estadístico, es el empleo de histogramas, utilizando la terminología de la Tabla 3, para cada familia de discontinuidades. Igualmente pueden dibujarse curvas de frecuencia para cada familia en el mismo diagrama, lo cual facilita una inmediata identificación tanto de los respectivos valores modales, como de su dispersión. La utilización del promedio en lugar de los espaciamientos modales, puede conducir a eliminar dificultades en muestras que tengan modas múltiples o no muy definidas y en muestras con modas en espacios muy reducidos. Finalmente, el espaciamiento también puede expresarse como el inverso; es decir, el número de discontinuidades por metro: éste es el término para frecuencia. Tabla 3. Términos descriptivos para identificar el espaciamiento. Descripción Extremadamente cercano Espaciamiento muy cerca Cerca Espaciamiento moderado Espaciamiento amplio Espaciamiento muy amplio Extremadamente amplio
Espaciamiento Menor de 20 mm Entre 20 y 60 mm Entre 60 y 200 mm Entre 200 y 600 mm Entre 600 y 2000 mm Entre 2000 y 6000 mm Mayor de 6000 mm
www.imcportal.com
Conteo volumétrico de diaclasas o número de diaclasas por metro cúbico, Jv . Es la sumatoria del número de diaclasas por metro para cada familia de diaclasas. Las discontinuidades casuales pueden incluirse pero generalmente tienen muy poco efecto sobre los resultados. El número de diaclasas de cada familia debe contarse a lo largo del conjunto de diaclasas perpendicular relevante. Se recomienda una longitud de muestreo de 5 a 10 m. Cada conteo de diaclasas se dividirá, entonces, en 5 ó 10 a fin de expresar los resultados como número de diaclasas por metro. Un resultado típico para 3 familias de diaclasas y una discontinuidad casual registradas a lo largo de 5 ó 10 metros normal a las líneas de muestreo, puede ser el siguiente: Jv = 8/5 + 30/10 + 4/4 + 1/10 = 1,6 + 3,0 + 1,0 + 0,1 = 5,7/m3 Lo cual refleja el tamaño medio de bloques. El observador debe mirar hacia la dirección de cada familia de diaclasa, esto es, contar y recontar perpendicular a la dirección, con lo cual se elimina el factor de corrección angular. Nótese que Jv no es igual a 1/S 1 + 1/S2 + 1/S3 El cálculo de Jv se fundamenta en los espaciamientos medios y no en los modales. Generalmente los resultados serán similares, pero el espaciamiento tiende a distribuirse de una forma log-normal. Las discontinuidades ocasionales no afectan perceptiblemente el valor de Jv a menos que el espaciamiento sistemático de las diaclasas se encuentre en el rango desde espaciado hasta muy espaciado (por ejemplo, de 1 a 10 m). En vista de la gran utilización del RQD, en varios métodos de clasificación de macizos rocosos, es de interés presentar la correlación aproximada entre Jv y RQD, la cual es de la forma: RQD = 115 - 3,3Jv (aproximadamente) RQD = 100 para Jv menor a 4,5 Teniendo en cuenta estas expresiones, diseñamos la Tabla 4. Tabla 4. Relación Jv versus RQD para calificar el estado de masividad de un macizo.
Bloques masivos
Jv (diaclasas/m 3) Menor de 4,5
Bloques muy grandes
4,5 a 7,5
90 a 100
Muy Buena
Bloques grandes
7,5 a 12
75 a 90
Buena
Término
RQD
Calidad
100
Excelente
www.imcportal.com
Bloques de tamaño medio Bloques pequeños Bloques muy pequeños
12 a 20
50 a 75
Regular
20 a 27
25 a 50
Mala
Mayor a 27
Menor a 25
Muy mala
Esta relación puede utilizarse para estimar el orden de magnitud del RQD cuando no se dispone de núcleos de perforación. En la Tabla 5 se indica la relación entre Jv y la caracterización de los bloques. Tabla 5. Términos descriptivos del tamaño de bloques y su relación con Jv. Término Bloques masivos Bloques grandes Bloques de tamaño medio Bloques pequeños Bloques muy pequeños
Jv (diaclasas/m3) Menor a 1 1a3 3 a 10 10 a 30 Mayor de 30
Valores de Jv superiores a 60, representan un macizo rocoso muy triturado, típico de zonas de falla exentas de arcilla. Macizos rocosos. Los macizos rocosos pueden describirse según los siguientes adjetivos, los cuales dan una información preliminar del tamaño y forma del bloque: 1.-Masivo: pocas diaclasas o espaciamiento muy amplio. 2.- En bloques: caras aproximadamente equidimensionales. 3.-Tabular: una dimensión considerablemente menor que las otras dos. 4.-Columnar: una dimensión considerablemente mayor que l as otras dos. 5.- Irregular: grandes variaciones en el tamaño y forma de los bloques. 6.- Triturado: desde muy diaclasado hasta bloques que se asemejan a cubos de azúcar. Los resultados deben presentarse de la siguiente forma: 1- Registrar el índice modal de tamaño de bloques, Ib, y los valores típicos para los tamaños de bloque mayor y menor para el rango o los rangos de interés. Registrar igualmente el número de familias y describir la persistencia. 2.- Registrar el número de diaclasas por metro, Jv, para esos mismos rangos. 3.- Describir el macizo rocoso y su masividad en términos generales como: masivo, en bloques, tabular, columnar, triturado, etc. 4.- Donde sea posible, el tamaño y forma de los bloques debe también registrarse por medios fotográficos y esquemas de campo de las superficies expuestas. Predicción del tamaño de bloques
www.imcportal.com
Usualmente las voladuras en macizos rocosos tienden a abrir las fracturas preexistentes; por tanto, el tamaño de los bloques medidos a partir de la roca arrancada y el depósito de material, son a menudo un estimativo razonable del tamaño del bloque in-situ. En algunos casos, el cribado de todo el material extraído de una perforación dará una curva granulométrica que es razonablemente confiable para el rango de los tamaños de bloques. Al final del documento se muestra una curva aproximada. En la Figura 7 se muestra una gráfica que relaciona el volumen estimado de los bloques in situ con el diaclasamiento volumétrico, adaptada de López Jimeno (1994). 1:1:1 1:1 :2 1:8 :8
1:1 :5 1:3,5:3,5 1:1:8 1:5:5 1:1 2:12
1000 50 0
α γ
σ3
1:1 :1 β
10 0 50 E U Q O L B L E D O D A M I X O R P A N E M U L O V
σ 1
m3 10
σ 2
Vb V = sen α sen β sen γ
5
1:1 :X
Vb = σ 1 σ 2 σ 3 1000 50 0 1:X :X 10 0 50
10 5
dm
3
1 0,5
0,1 0,0 5
0,2 5
0,8
1
2
3
5
10
30
60
10 0
20 0
3
D I A C L A S A M I E N T O V O L U M É T R I C O d e d ia c l a sa s / m , j v BLOQUES MASIVOS
BLOQUES GRANDES
BLOQUES DE TAMAÑO MEDIO
BLOQUES PEQUEÑOS
BLOQUES MUY PEQUEÑOS
Figura 13. Relación entre el tamaño de bloque in situ y el diaclasamiento volumétrico. Independientemente del tipo de roca (ígnea, sedimentaria o metamórfica) el mejoramiento de las condiciones del banco puede ser posible si se toman en cuenta las actitudes de los principales sistemas de diaclasas. De algún significado también es el hecho que en la mayoría de las formaciones rocosas, la velocidad de las ondas longitudinales varía con la dirección, es decir, estos materiales son anisotrópicos. Con muchos ejemplos puede demostrarse que importantes reducciones en los costos de voladura y operaciones subsiguientes, pueden ser el resultado de atender estos detalles. Objetivos de la voladura
www.imcportal.com
Las necesidades del cliente, objetivo de la voladura, pueden igualmente obligar a un nuevo rediseño, pues si se encuentra un estrato duro, por ejemplo, que pudiera dar lugar a recomendar la colocación de un multiplicador, el hecho de que su fragmentación pueda contaminar el material a beneficiar, podría no hacer tan justificable dicha colocación. Por otro lado, la presencia de sobretamaños, que pudieran inducir a pistoletazos posteriores, pudiera ser un indicativo de la necesidad de obtener una mejor fragmentación con la voladura. No se puede olvidar que la voladura debe generar los tamaños máximos que la trituradora primaria pueda recibir y que estos tamaños están directamente relacionados con el grado de trituración natural del macizo. Diseño de voladuras atendiendo al control geoestructural El correcto diseño de una voladura debe atender no sólo la geometría de la malla, las características de los explosivos, y la resistencia de la roca intacta, sino que además debe incluir como parámetro fundamental, el control geoestructural (orientación relativa del frente y dirección de salida de la voladura respecto a la actitud de las discontinuidades más importantes) que los diferentes tipos de discontinuidad imponen al macizo rocoso. A continuación se presenta un resumen gráfico del control que impone la orientación de los estratos. Toda diaclasa se caracteriza por la inclinación y la dirección; adicionalmente, todo corte, sea vial o de producción de material de cantera, se caracteriza igualmente por su dirección e inclinación. Si bien es cierto que estos últimos son fácilmente modificables a criterio del diseñador, las diaclasas son intrínsecas y por tanto inmodificables; de acuerdo con lo anterior, tanto para el análisis de estabilidad de cortes, como para la mejor producción de los materiales de cantera, deben tenerse en cuenta estos cuatro parámetros. Para los cálculos que se muestran a continuación, se han adoptado las siguientes convenciones: α : inclinación de los estratos: 30º μ : dirección de los estratos: N - S ψ : inclinación del frente: 18º ξ : dirección del frente: E – W β : ángulo entre la dirección del frente de explotación y la dirección de los estratos: variable a definir. En la Figura 14 se muestran gráficamente las convenciones anteriores, con el fin de facilitar la comprensión de las figuras mostradas más adelante. En la Figura 15, por su parte, se ilustran otros parámetros empleados en la descripción e identificación de las variables involucradas en las Figuras 16 a 20, en donde se indican las direcciones más convenientes de la voladura según el buzamiento de los estratos. RE : rumbo de la estratificación β : ángulo entre el rumbo de la estratificación y la dirección de salida de la voladura α : buzamiento de los estratos www.imcportal.com
Figura 14. Explicación gráfica de las convenciones adoptadas. Figura 15. Isométrico del diseño de una voladura 1. Buzamiento de los estratos, α = 0°
Figura 16. Influencia de los parámetros geométricos sobre la voladura; α = 0º Según este buzamiento, la dirección de frente de voladura es indiferente; es decir, independientemente de la dirección de explotación que se asuma, los resultados de la voladura serán los mismos.
www.imcportal.com
2. Buzamiento de los estratos, α = 90°
Figura 17. Influencia de los parámetros geométricos sobre la voladura; α = 90º Según este buzamiento, se tienen las siguientes características, según el ángulo entre el rumbo de los estratos y la dirección de la voladura: β= β= β=
0° = 180° 45° = 135° = 225° = 315° 90° = 270°
Buena fragmentación y frente regular. Fragmentación variable y frente en dientes de sierra Dirección más favorable.
www.imcportal.com
3. Buzamiento de los estratos
α = 45°
Figura 18. Influencia de los parámetros geométricos sobre la voladura; α = 45º De acuerdo con este buzamiento, se tienen las siguientes características, según el ángulo entre el rumbo de los estratos y la dirección de la voladura: 0° = 180° Buena β = β = 45° = 125° Desfavorable 90° Poco favorable β = β = 225° = 315° Aceptable β = 270° Muy favorable
www.imcportal.com
4. Buzamiento de los estratos, 0º < α < 45º
Figura 19. Influencia de los parámetros geométricos sobre la voladura 0º < α < 45º En este caso se tienen las mismas características de voladura que en el caso anterior, aunque en éste, la resistencia de la roca es determinante: β β β β β
= 0° = 180° = 45° = 135° = 90° = 225° = 315° = 270°
Buena Desfavorable Poco favorable Aceptable Muy favorable www.imcportal.com
5. Buzamiento de los estratos, 45° < α < 90°
Figura 20. Influencia de los parámetros geométricos sobre la voladura;
45º < α < 90º
De acuerdo con este buzamiento, se tienen las siguientes características, según el ángulo entre el rumbo de los estratos y la dirección de la voladura: β=
90° Poco favorable
β
= 270°
Favorable
Dependiendo del valor de α y la competencia de la roca, los resultados serán más próximos a α = 45° ó α = 90°.
www.imcportal.com
Índice de Volabili dad (BI) De acuerdo con Lilly (1986) se define como la facilidad con la que un macizo rocoso puede ser excavado mediante el uso de explosivos; este índice se puede calcular mediante la Tabla 4. BI = 0,5 (RMD + JPS + JPO + SGI + RSI)
Tabla 6. Calificación de parámetros geomecánicos para determinar el Índice de Volabilidad, B.I. PARÁMETRO GEOMECÁNICO
CALIFICACIÓN
Descripc ión del macizo roc oso (RMD) Friable/Poco consolidado Diaclasado en bloques Totalmente masivo
10 20 50
Espaciamiento entr e diaclasas (JPS) Pequeño (<0,1 m) Intermedio (0,1 a 1,0m) Grande (>1,0 m)
10 20 50
Orientación entre diaclasas (JPO) Horizontal Buzamiento normal al frente Rumbo normal al frente Buzamiento coincidente con el frente
10 20 30 40
Influencia del peso u nitario (SGI) SGI = 25SG-50, SG : peso unitario, ton/m³ Influencia d e la Resistencia a la Compr esión Simple (RSI) RSI = 0,05 x Resistencia a la compresión simple, Mpa
1-20
El consumo específico de explosivo, C.E., así como el factor de energía, F.E., están directamente relacionados con este índice, mediante las rela ciones: C.E., kg Anfo/t, = 0,004 x BI F.E., Mj/t, = 0,015 x BI
www.imcportal.com
Otro parámetro del macizo rocoso que también tiene una incidencia muy importante en las voladuras es el estado de esfuerzos in-situ, el cual condiciona la dirección de encendido de las voladuras, éste debe estar orientado en esa misma dirección. INTENTOS DE CORRELACIÓN DE ÍNDICES DE PERFORACIÓN CON LOS PARÁMETROS DE DISEÑO DE LAS VOLADURAS Teniendo en cuenta que la perforación de una roca constituye un proceso de rotura de la estructura de la misma en el que influyen numerosos factores geomecánicos, parece lógico que el diseño de las voladuras debiera basarse en los índices de perforación. En tal sentido, se han desarrollado varios métodos, entre los cuales analizaremos el de Leighton (1982), el cual se fundamenta en los trabajos adelantados previamente por Mathis (1975). En efecto, Mathis había propuesto su índice R.Q.I. (Rock Quality Index) basado en: donde:
RQI = Eh(t/L)
Eh : Presión hidráulica de la perforadora t :Tiempo de perforación del barreno L : Longitud del barreno Leighton (1982) procedió a una identificación de las rocas existentes en la mina de Afton (Canadá) mediante el «R.Q.I.» utilizando una perforadora rotativa S.E. 40-R trabajando a 229 mm (9") de diámetro. A continuación, hizo un estudio de correlación entre el "R.Q.I.» y el consumo específico óptimo de explosivo para las voladuras de contorno, obteniendo un coeficiente de correlación r = 0,98 para la siguiente curva ajustada, Figura 21. Ln(CE) = (R.Q.I. - 25.000) / 7.200 donde: CE : Consumo específico (kilogramos de ANFO/ tonelada). R.Q.I. : Índice de Calidad de la Roca (kPa.min/m).
www.imcportal.com
Figur a 21. Correlación R.Q.I. vs. Consumo específico. CONCLUSIONES 1- La operación de perforación y voladura debe tomarse como un medio y no como un fin; esto es, ella hace parte de un proceso más complejo y por tanto la mejor voladura no es necesariamente la más económica. La mejor voladura es, pues, aquella que utiliza la mayor energía disponible en realizar el trabajo que le estamos exigiendo, manteniendo el medio ambiente lo más inalterado posible. Esto es, una voladura es buena cuando genera: • • • •
La granulometría deseada: ni muchos sobretamaños, ni muchos subtamaños, pues ambos generan problemas posteriores. La menor dilución del mineral. La mayor estabilidad del corte posterior a la última línea, y en todo caso, del talud final. Los menores conflictos con la comunidad y las autoridades competentes.
2- El correcto diseño de una voladura demanda de la diligencia de un ojo inquisidor constante que pueda estar atento a los diferentes cambios que el macizo rocoso exhibe a cada paso: no hay nada más cambiante que el macizo rocoso el cual parece no comprender nuestras dificultades en entenderlo. Parámetros como heterogeneidad, discontinuidad, anisotropía, presencia de agua, esfuerzos residuales, fallas, pliegues, www.imcportal.com
entre otras adversidades son el común denominador en la mayoría de los macizos rocosos; aún más, las características físicas, químicas, mecánicas y eléctricas, entre otras, de la roca intacta, tan cambiantes, aun en el mismo tren de perforación, vienen a complicar el ya de por sí caótico panorama. 3- Entre los parámetros que intervienen en el correcto diseño de una voladura los más importantes y a su vez los menos estudiados en un sitio particular, son los asociados con las características físico-mecánicas tanto del macizo rocoso como de la roca in tacta. 4- El conocimiento del estado previo del tamaño de bloques presentes en un macizo rocoso, puede disminuir sustancialmente los costos de voladura al permitir un diseño que esté acorde con ellos. 5- Las diferentes curvas granulométricas características: 1) del macizo rocoso in – situ, 2) del resultado de la voladura y 3) de los demás procesos de trituración, conllevan a lograr ahorros muy importantes en el proceso general de la conminución. REFLEXIONES FINAL ES El objetivo de la presente ponencia no fue traer algo nuevo; lo que sí pretendió, fue enfatizar en los diversos parámetros geomecánicos que intervienen en la voladura, para finalmente plantear los siguientes interrogantes: •
¿Cuánto conoce usted realmente el macizo rocoso en el que está trabajando?
•
¿Cuáles son las restricciones en el diseño de su malla de voladura en cuanto a granulometría y pureza del material objeto de su extracción?
•
¿Cuáles son las posibles utilizaciones del “estéril” y cómo debe ser su manejo?
•
¿Cuál es el consumo energético en su operación de extracción, en términos de esfuerzos y costos?
•
¿No será que los posibles buenos rendimientos en tiempos de perforación, cargue de barrenos y evacuación del material volado, fruto de una alta mecanización, estén enmascarando los resultados de una voladura no tan eficiente?
•
¿Conoce usted y en qué determinaciones de diseño se hacen intervenir parámetros físicos de la roca y del macizo rocoso, como tamaño de bloque, forma de bloque, peso unitario, humedad, entre otros?
•
¿Conoce usted en qué determinaciones de diseño se hacen intervenir parámetros composicionales de la roca como contenido de sulfuros, cuarzo, sílice libre, etc?
•
¿Conoce usted cómo influye no sólo la cantidad de agua sino sus características composicionales, de acidez, de Eh, temperatura, etc?
www.imcportal.com
•
¿Conoce usted en qué determinaciones de diseño se hacen intervenir parámetros físico mecánicos de la roca como módulo de deformación, resistencia a la tracción, resistencia a la compresión, velocidad sónica, etc.?
•
Finalmente, si todo esto para usted es bien conocido, entonces ¿cuáles, cuántos ensayos y con qué frecuencia soporta sus diseños?
BIBLIOGRAFÍA APONTE G., Javier . Influencia de la Geomecánica en las Excavaciones a Cielo Abierto mediante el uso de Explosivos. Proyecto final de especialización. Director: Álvaro Correa Arroyave. Universidad Nacional de Colombia, 2005. BROWN E., T. Rock Characterization. Parte 1. Caracterización in-situ. Testing and Monitoring. Pergamon Press Ltd. Gran Bretaña, 1981. CORREA, Álvaro. Notas de clase del Curso Materiales para Carretera. Posgrado en Geotecnia. Universidad Nacional de Colombia, 2005. CORREA, Álvaro. Notas de clase del Curso Mecánica de Rocas. Posgrado en Técnicas Modernas de Voladuras. Escuela de Ingenieros Militares Geotecnia, 2009 . DUNOD. Técnicas de la Voladura Eficiente. Curso de Educación Continuada, 1995. ITGM. Manual de Perforación y Voladura de Rocas, Madrid, 1994.
www.imcportal.com
ANEXO 1.- Módulos de Tenacidad y Resiliencia para algunas rocas colombianas
Mt =
Mr =
2 σ 3 c σ
f
2 l
2E
(kg.cm / cm 3 )
ε
=
σ ε
l
l
2
(kg.cm / cm3 )
Módulo de Tenacidad
Módulo de Resiliencia
Valores del Módulo de Tenacidad y Módulo de Resiliencia para cada una de las muestras ensayadas MPa
MPa
M2.3 M2.7 M2.2 M2.4 4.3 M2.1 2.2 8.1 B-9 B-9-2 7.1 11.1 11.2 6.1 B 3-15-2 B 3-15-3
325,09 241,22 232,25 155,80 143,41 141,59 64,77 58,93 317,12 243,72 203,97 171,72 113,22 101,59 183,36 173,61
294,42 236,33 179,28 106,38 82,08 41,79 46,30 179,93 237,18 140,53 39,55 171,13 128,60
Módulo de Young MPa 117615 88295 100055 76880 83405 127745 87460 80750 87125 139420 74760 58195 46240 30380 67990 96100
12.2 M1.4 12.1 M1.2 M1.1 9N 9N* M1.5 3.15* 3.15 18.2 M1.3 4.1 9.1
391,92 299,59 274,43 267,40 246,24 195,64 191,65 190,97 149,05 144,03 143,75 132,02 299,51 213,80
382,98 295,48 244,13 247,39 238,03 188,10 104,89 72,87 87,28 211,22 117,85
79090 96270 117400 65860 92970 66890 47055 92260 84020 84950 53070 134935 127720 104860
No.
Nombre
Muestra
1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16
Cuarcita Cuarcita Cuarcita Cuarcita Cuarcita Cuarcita Cuarcita Cuarcita Cuarcita ⊥ Cuarcita || Cuarcita wollastonítica Cuarcita wollastonítica Cuarcita wollastonítica Cuarcita wollastonítica Cuarcita wollastonítica ⊥ Cuarcita wollastonítica ||
17 18 19 20 21 22 23 24 25 26 27 28 29 30
Gneis Gneis Gneis Gneis Gneis Gneis Gneis Gneis Gneis Gneis Gneis Gneis Gneis ⊥ Gneis ⊥
c
l
Deformación Deformación Módulo de Módulo de en en el límite Tenacidad Resiliencia la falla elástico M , M , t r -6 -6 kg.cm/cm³ kg.cm/cm³ f x10 l x10 3,69 3300 3270 5,31 3,16 1929 1,61 2125 2,21 1432 0,68 679 0,26 523 0,10 795 554 0,31 0,13 2151 1,86 2000 1910 3,25 2,02 2756 1,32 1302 0,26 3150 2845 3,85 2,15 1600 1195 1,85 0,86
www.imcportal.com
5455 3650 2500 2404 2783 539 -
5163 3617 2032 4368 2380 1572 875 1876 1622 1616
14,25 7,29 4,57 3,95 2,67 0,47 -
9,27 4,53 2,54 4,65 3,05 1,92 0,65 0,31 0,72 1,75 0,66
Las medidas de dispersión para los valores de los módulos de tenacidad y resiliencia de la cuarcita y del gneis, se presentan en las dos tablas siguientes. Medidas de dispersión para el módulo de tenacidad y el módulo de resiliencia de la cuarcita. Medidas de dispersión Media (MPa) Mediana (MPa) Moda (MPa) Desviación estándar (MPa) Varianza de la muestra (MPa)² Coeficiente de variación Rango (MPa) Mínimo (MPa) Máximo (MPa) Número de datos
Módulo de Tenacidad, Mt 2,80 2,73 1,73 3,01 0,62 [5,31] , [0,31] 4,99 0,31 5,31 6
Módulo de Resiliencia, Mr 1,39 1,32 1,16 1,35 0,84 [3,69] , [0,1] 3,59 0,10 3,69 13
Medidas de dispersión para el módulo de tenacidad y el módulo de resiliencia del gneis. Medidas de dispersión Media (MPa) Mediana (MPa) Moda (MPa) Desviación estándar (MPa) Varianza de la muestra (MPa)² Coeficiente de variación Rango (MPa) Mínimo (MPa) Máximo (MPa) Número de datos
Módulo de Tenacidad, Mt 5,53 4,26 4,82 23,27 0,87 [14,25] , [0,47] 13,78 0,47 14,25 6
www.imcportal.com
Módulo de Resiliencia, Mr 2,73 1,92 2,65 7,00 0,97 [9,27] , [0,31] 8,96 0,31 9,27 11
2.- Correlación f recuencia de fracturación v s. Consu mo específico y Velocidad sóni ca vs. Consumo específico
3.- Clasificació n de macizos rocos os para determinar el consumo específico d e explosivos Ghose (1988) propuso un sistema de clasificación geomecánica de los macizos rocosos de minas de carbón para el cálculo de los consumos específicos de explosivo en voladuras a cielo abierto. Los cuatro parámetros que se miden se indican en la Tabla siguiente.
www.imcportal.com
4.- VOLADURAS SUBTERRÁNEAS En los trabajos de excavación de túneles las características estructurales condicionan en gran medida la geometría del perfil, casi rectangular si las rocas son masivas y con arco de coronación si son más inestables. Cuando las discontinuidades son paralelas al eje del túnel, Figura a, con frecuencia los avances no son demasiado buenos y los frentes son desiguales. Cuando son normales al eje, Figura b, las voladuras suelen realizarse con buenos resultados y, finalmente, si la estratificación o las discontinuidades presentan una dirección oblicua con respecto al eje de los túneles, existirá un lado sobre el que resultará más fácil volar, en el caso de la Figura c, en el lado izquierdo. En el caso de presentarse esfuerzos tectónicos y/o gravitacionales (no hidrostáticas), el esquema de fracturas generado alrededor de los barrenos está influenciado por la concentración no uniforme de esfuerzos alrededor del túnel. En las rocas masivas homogéneas, las grietas que empiezan a propagarse radialmente desde los barrenos tienden a seguir la dirección de los esfuerzos principales. Así por ejemplo, en el avance de galerías en macizos rocosos con una alta concentración de esfuerzos residuales, como en el caso de la Figura d, la secuencia de disparo en los barrenos del cuele deberá adecuarse a las mismas. Si en los planos de precorte de las excavaciones proyectadas actúan esfuerzos 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 dichos esfuerzos y se sustituya el precorte por una voladura de recorte.
www.imcportal.com
