CAPACITACIÓN A CODELCO NORTE
MANEJO DE EXPLOSIVOS & TÉCNICAS DE TRONADURA Septiembre 2003
Manejo de explosivos & Técnicas de Tronadura AGENDA
•
Explosivos
•
Mecanismos de fragmentación
•
Sistemas de iniciación
•
Propiedades de la roca
•
Diseños de tronadura
•
Secuencias de iniciación
•
Daño producido por tronadura
•
Evaluación tronadura
de
resultados
de
Inputs del explosivo Resultados ineficientes o inseguros -Daño a la pared -Dilución -Sobre quebradura -Iniciación prematura
-Tipo
Características De los Explosivos (seleccionados)
-Tiros quedados
-Velocidad de detonación -Potencia -Sensibilidad -Densidad -Resistencia al agua -Características de humos Resultados ruidosos y malgastados
-Sobre tamaño -Pata excesiva
-Polvo
-Finos excesivos
Inputs de diseño -Factor de carga -Distribución de la carga -Diámetro del hoyo -Pasadura -Malla de perforación -Taco -Secuencia de iniciación -Ubicación y tipo de iniciador -Inclinación del pozo -Altura del banco
Geometría, Carguío y tiempo de la tronadura (diseño)
Interacción
-Flyrock
Explosivo –
-Airblast
Masa rocosa
-Ruido -Vibración
Características De la masa Rocosa (fijos)
Resultados deseados
Inputs de la masa rocosa
-Fragmentación óptima
-Resistencia al quiebre
-Soltura óptima
-Densidad
-Costos de operación totales mínimos (US$/ton)
-Porosidad
-Producto óptimo
-Propiedades elásticas dinámicas -Contenido de agua -discontinuidades
Impacto de la Tronadura
En Mineral: – El Explosivo provee la energía más económica para fragmentar la roca. – La Tronadura es la etapa más eficiente desde el punto de vista técnico y económico del Proceso de Conminución. – Lo hecho o no hecho en esta etapa impacta directamente la economía del resto del Proceso Minero. – En general, “mientras más fino, mejor” (¡incluso para SAG!).
En Estéril (lastre o desmonte): – En la mayoría de las faenas mineras movemos más material estéril que mineral. – Debemos optimizar el rendimiento técnico económico de la extracción y el transporte de material (pala - camión o cargador - camión). – En general, la granulometría más fina no es necesariamente la la que permite una óptima eficiencia económica de las palas o cargadores.
C.Orlandi – 2001
TECNOLOGÍA DE EXPLOSIVOS
Preparado por: Carlos Charnay C. Jefe Depto. I.D.C.C.
AGENDA • Definición de explosivo • Tipos de Explosivos • Propiedades • Criterios de Selección
DEFINICIÓN
EXPLOSIVO MEZCLA DE SÓLIDOS, O DE SÓLIDOS Y LÍQUIDOS, QUE ES CAPAZ DE UNA DESCOMPOSICIÓN RÁPIDA Y VIOLENTA, LIBERANDO UNA GRAN ENERGÍA Y DANDO POR RESULTADO UNA CONVERSIÓN A GRANDES VOLÚMENES DE GAS. La industria actual de explosivos comerciales tiene sus raíces en el descubrimiento y desarrollo de la pólvora negra, cuyo origen es desconocido y su formulación es una mezcla de Nitrato de Sodio, o Potasio, Azufre y Carbón.
CLASIFICACION GENERAL DE EXPLOSIVOS
EXPLOSIVOS
MECÁNICOS
QUÍMICOS
AGENTES DE TRONADURA
ALTOS EXPLOSIVOS
NUCLEARES
TIPOS DE EXPLOSIVOS DINAMITAS Mezcla explosiva en base a nitroglicerina, combustibles y oxidantes Tipos:
- Gelatinas (Amongelatina 60 %) - Semigelatinas (Tronex Plus) - Granuladas (Permicarb, Samsonita)
Características • Fabricación en proceso batch (por lotes) • Uso en excavaciones subterráneas y de superficie, tanto en faenas mineras como en obras civiles.
TIPOS DE EXPLOSIVOS SLURRIES Y AQUAGELES Mezclas húmedas en formas de suspensiones. Sus aditivos les permiten presentar la forma de geles. Tipos: - Aquageles de Pequeño Diámetro (HIDREX) - Aquageles Gran Diámetro (DYNOLITE, DYNOGEL)
Características • Fabricación en proceso batch (por lotes) • Se pueden bombear • Control de la densidad (0,4 a 1,3 g/cc)
TIPOS DE EXPLOSIVOS NITROCARBONITRATOS Mezclas elaboradas a base de Nitrato de Amonio prill y combustibles adecuados. Tipos :
- ANFO - ANFO ALUMINIZADO - ANFO AST
Características • Fabricación en proceso batch (por lotes) o continuo • No tienen resistencia al agua
TIPOS DE EXPLOSIVOS INICIADORES Y ROMPEDORES APD Productos a base de Pentrita (PETN) y TNT, mezcla que se denomina Pentolita. Tipos: - INICIADORES CILÍNDRICOS REGULARES Y NONEL - ROMPEDORES CÓNICOS Características • Fabricación en proceso batch (por lotes) • Alta VOD (sobre 7.000 m/s) • Mayor resistencia (comparativa) a fuego, impacto y fricción • Poseen efecto direccional (Rompedores)
TIPOS DE EXPLOSIVOS EMULSIONES Sistema que contiene dos fases líquidas naturalmente inmiscibles entre sí, una de las cuales es dispersa como pequeñas gotas dentro de la otra. Tipos: - Emulsiones de Pequeño Diámetro (EMULEX, PDB) - Emulsiones Diámetro Intermedio (EMULTEX E) - Emulsiones Gran Diámetro (EMULTEX N, BLENDEX, EMULTEX G)
Características • Estabilidad – transporte y bombeo. • Alta resistencia al agua • Se pueden formular del tipo encartuchados, bombeables y vaciables • Control de la densidad a través de gasificación química y microesferas • Control de VOD a través de adición de microesferas
Emulsión Matriz promedio 8 -10 micrones
Interfase Emulsificante Oxidante / Aceite
Fase Oxidante
C.Orlandi - 1998
Microfotografía de una Emulsión
Fase Aceite
ESQUEMA CAMIÓN QUADRA BRAZO GUÍA MANGUERA BRAZO ALIMENTADOR (GUSANO)
MATRIZ NITRATO DE AMONIO CARRETE MANGUERA TK ADTIVOS TK PRODUCTO CCHC 3.96
PETRÓLEO
PROCESO DE DETONACIÓN TÍPICA
ONDA DE CHOQUE O STRESS EN EL MEDIO CIRCUNDANTE. GASES EN EXPANSION ZONA DE REACCIÓN PRIMARIA
PRODUCTOS ESTABLES PRINCIPALMENTE GASES
PLANO C -J
EXPLOSIVO NO DETONADO
FRENTE DE CHOQUE EN EL EXPLOSIVO
SENTIDO DE LA DETONACIÓN CCHC 3.96
Fases: • • • •
Mezcla explosiva sin reaccionar Estado de detonación Estado de explosión Estado de expansión
PROCESO DE LA DETONACIÓN
PROPIEDADES DE LOS EXPLOSIVOS VELOCIDAD DE DETONACIÓN Medida de la rapidez a la cual se produce la reacción de detonación a través de una columna de explosivo.
Factores que afectan la VOD • Tipo de Producto • Diámetro • Confinamiento • Densidad Métodos de medición z Estándar z Continuo
PROPIEDADES DE LOS EXPLOSIVOS CIRCUITO PARA DETERMINACIÓN DE VOD ESTÁNDAR.
CONTADOR DE TIEMPO VISTA FRONTAL
BATERÍA EXPLOSIVO
TARGETS TARGETS
CCHC 06.96.
CRUCETA
CONTADOR DE TIEMPO VISTA TRASERA
PROPIEDADES DE LOS EXPLOSIVOS BALANCE DE OXÍGENO - GASES Exceso o defecto de oxígeno de un explosivo, expresado como porcentaje. Formas de Cálculo • Algebraicamente :
B.O. = β PMo2 / α PMcompuesto (para combustión completa)
Ejemplo: Nitrato de Amonio 2 NH4NO3 ===> 4 H2O + 2 N2 + O2 Como PM NH4NO3 = 80
y PM O2 = 32
===> B.O. = 1 x 32 / 2 x 80 = 20 %
• Mezclas:
B.O. mezcla = Σ B.O.i x Xi
Importancia • Indica tipos de gases nocivos generados en la detonación (NOx, CO) • Permite clasificar los explosivos en función de los gases nocivos
PROPIEDADES DE LOS EXPLOSIVOS
SENSIBILIDAD INICIACIÓN: Medida de la Energía, Presión o Potencia mínima necesaria para la detonación de un explosivo. • Por acción controlada • Iniciador mínimo • Por acción incontrolada • Inflamabilidad • Calor • Choque o impacto, transportabilidad • Fricción PROPAGACIÓN: Capacidad de un explosivo para detonar en forma estable a través de toda la longitud de su carga. • Simpatía • Diámetro Crítico
PROPIEDADES DE LOS EXPLOSIVOS RESISTENCIA AL AGUA Capacidad que tiene un explosivo de detonar después de estar sumergido en agua. INTERNA: Depende de la composición del explosivo. EXTERNA: Depende del grado de impermeabilidad y sellado del envase.
FORMAS DE EXPRESARLA Cualitativas:
Excelente – Buena – Regular – Mala.
Cuantitativas:
Tiempo (en horas)
PROPIEDADES DE LOS EXPLOSIVOS DENSIDAD • Densidad absoluta, real o de cristal • Gravedad específica • Densidad gravimétrica • Densidad de carga o longitud de carga
De = 0 ,507 × DE
2
× SG
Donde De: Densidad de Carga (Kg/m) SG: Densidad gravimétrica del explosivo (g/cc) DE: Diámetro del pozo (pulgadas) • Stick Count (1 ¼ x 8”)
PROPIEDADES DE LOS EXPLOSIVOS CALOR DE EXPLOSIÓN: Calor desarrollado durante el proceso de explosión A presión constante : − Qkp = (∆Hfprod. − ∆Hfreact. ) A volumen
constante :
n pg Q = Q + 0,5824 × kv kp M e
VOLUMEN DE LA EXPLOSIÓN Cantidad de gases generados por las reacciones químicas involucradas en la explosión. n × 24,041 × 1000 pg Vg = n ×M e e
npg: gr.-mol de productos gaseosos ne : Moles de explosivo Me : Peso molecular del explosivo
PROPIEDADES DE LOS EXPLOSIVOS POTENCIA (FUERZA) Capacidad de un explosivo de fragmentar y mover material eficientemente. Es la máxima energía disponible de un explosivo, para desplazar el medio confinante. Potencia relativa en peso: Sp =
Potencia relativa en volumen:
5 Q 1 Vg × + × 6 Q 0 6 Vg 0
Sv = Sp ×
ρ ρ
Q : Calor de Explosión (Kcal/Kg) Vg : Volumen de gases (L/Kg)
e
ρ : Densidad (g/cc)
A
A : Anfo ; e: Explosivo
Métodos prácticos de medir potencia: •
Traulz
•
Mortero Balístico
•
Aplastamiento del cilindro
•
Método del cráter, Energía bajo el agua (acuario)
PROPIEDADES DE LOS EXPLOSIVOS PRESIÓN DE DETONACIÓN: Presión de la onda detonación que se propaga a través de la onda explosiva. Se mide en el plano C-J de la onda de detonación.
P = 2,5 × ρ × VOD2 × 10 −6 (kbar) Características
•
Varía desde 5 hasta más de 150 Kbar
•
Altas presiones favorecen el quiebre de rocas competentes muy densas.
DE LA EXPLOSIÓN: Presión ejercida en las paredes del hoyo por los gases en expansión producidos por la detonación. Características
•
Varía desde 10 hasta más de 60 Kbar
SELECCION DE EXPLOSIVOS EN FUNCION DEL TIPO DE ROCA CALIDAD DE LA ROCA HOMOGÉNEA / COMPETENTE
FRACTURADA / POCO COMPETENTE VELOCIDAD DE DETONACIÓN ALTA
BAJA PRESIÓN DE DETONACIÓN
ALTA
BAJA DENSIDAD
ALTA
BAJA POTENCIA ( ENERGÍA )
ALTA
BAJA VOLUMEN DE GASES
MEDIO
ALTO
CRITERIOS DE SELECCIÓN DE EXPLOSIVOS • PRECIO DEL EXPLOSIVO (Relación $ / Kg vs. $ / Kcal.) • DIÁMETRO DE CARGA (Tipo de Explosivo vs. Diámetro) • CARACTERÍSTICAS DE LA ROCA - Rocas masivas fisuradas - Rocas muy fisuradas - Rocas conformadas en bloques - Rocas porosas • VOLUMEN DE ROCA A VOLAR • CONDICIONES ATMOSFÉRICAS • PRESENCIA DE AGUA • PROBLEMAS DE ENTORNO • HUMOS • CONDICIONES DE SEGURIDAD • ATMÓSFERAS EXPLOSIVAS • PROBLEMAS DE SUMINISTRO
Mecánica de la Explosión
Mecanismo de fragmentación de la roca por explosivos. Hay 4 etapas en que el rompimiento y el desplazamiento del material ocurren durante y después de una detonación completa de una carga confinada. Las etapas se definen: T1. Detonación. T2. Propagación de las ondas de choque y/o de esfuerzo. T3. Expansión del gas a presión. T4. Movimiento del material.
Fase de detonación Taco Explosivo sin detonar Zona de Detonación Estado de explosión
Fase de transmisión de las ondas de choque
Onda de compresión
Onda de tensión Descostramiento
Fractura radial Zona de trituración
Fase de expansión del gas
Taco
Pozo original Pozo expandido Zona de trituración
Fase de Movimiento del Burden Eyección del taco
Katzabanis
3 a 457 m/s Perfil de eyección del taco Perfil del movimiento hacia arriba de la superficie
2 a 37 m/s
Perfil de la cara del banco
Tac o
Zona triturad a Cabezal de detonació n
Inicio del movimiento
Pozo expandido Gases del explosivo Iniciado r Material: caliza Vp = 4573 m/s
Explosivo: Anfo (12 m) VOD = 3963 m/s Diámetro del pozo = 5” Burden P°M° = 4,6 m
Fig. 2.9. Interacción de eventos T1 a T4 en una tronadura banco.
2 a 40 m/s
ROSSMANITH Tiempo entre pozos ESPACIAMIENTO
Pozo i
BxS
Pozo i + 1
(1-B)xS
1 β *S * [(1 − β ) * S + t max ] − TIEMPO=(1/VP)x((1-B)xS+tmax)-(BxS/Vg) Vp Vg Tiempo =
Donde: Vp= Velocidad de propagación de Onda Vg=Velocidad de propagación de la grieta B=Porcentaje de desarrollo de grieta S=Espaciamiento Tmax= Onda peak
Partición de la Energía del Explosivo p
e
p
b
Dureza de la roca
A
Estado de Equilibrio
B
Presión
p
Comienzo del movimiento de burden
eq
1 2
C
p ( t min )
4 3
p ( t ter) P
Ve Vb
D
6 Q
Veq
5
7
R
V(t
min
)
Volumen
V(t
Escape de gas a la atmósfera S ter
)
Burden constante en primera fila
Material competente y frágil Material blando y diaclasado
Id. Anterior pero con pasadura
Exceso de pata
Soluciones al exceso de pata Correr la primera fila pero...
Poner explosivo energético al fondo
Material sin cargar en la pata
Estratos conectados a cara libre
Sistemas de iniciación • • • •
Mecha Cordón detonante Eléctrico No eléctrico – Tradicional – Silencioso • EZ-DET • UNITEC
• Electrónico
Mecha para Minas •
• • • •
Consiste en un cordón compuesto por un núcleo de pólvora negra, con tiempo de combustión conocido, cubierto por una serie de tejidos y una capa de plástico. Tipos usados en Chile: Mecha plástica: para ambientes secos. Mecha Plastec: para ambientes húmedos. Tiempo de combustión: 140 seg/metro.
Detonador a mecha
• • •
Consiste en una cápsula de aluminio que contiene una carga explosiva, compuesta por una carga primaria, una secundaria y un mixto de ignición. Los detonadores pueden ser usados para detonar cordones detonantes y/o explosivos sensibles al detonador N°8. Por ejemplo los detonadores TEC poseen la sgts. características técnicas: Primaria: 220mg de PRIMTEC Secundaria: 600 mg. De PETN. Mixto de Ignición: 50 gr.
ASPECTOS IMPORTANTES • Proporcionar una ventilación adecuada •Evitar la humedad •Evitar el calor excesivo • Evitar derrames de aceites o disolventes •Usar primero las existencias más antiguas • Formas del corte • Realizar buen Crimpeado •Velocidad de Combustión
Conector a Mecha
Cordón detonante •
• •
•
Es un cordón formado por un núcleo central de explosivo recubierto por una serie de fibras sintéticas y una cubierta exterior de plástico, que conforman en conjunto un cordón flexible, resistente a la tracción e impermeable. Su función es transmitir una onda de choque desde un punto a otro. Debido a su potencia es capaz de iniciar los explosivos encartuchados tales como dinamitas, pentolitas y emulsiones. Según la concentración lineal de PETN en Chile se comercializan cordones de 1.5, 3, 5, 8, 10, 40 gr/m, y otros.
CORDON DETONANTE TIPOS Y CARACT.
PENTRITA (graim/pie)
PENTRITA (grs/mt)
DIAMETRO (mm)
EMPAQUE (mts/caja)
EMPAQUE (kgs/caja)
PRIMACORD REFORZADO
50
10
5,6
700
15
PRIMACORD E-CORD
25
5
5,1
1000
15
PRIMACORD DETACORD
15
3
4,0
1000
13
PRIMACORD PRIMALINE
8
1,5
4,0
1600
18
SISMICO S-200
200
40
8,2
300
20
SISMICO S-150
150
30
7,1
400
22
DENACORD 10
50
10
4,4
1000
18
DENACORD 5
25
5
3,5
1400
16
DENACORD 3
15
3
3,3
1800
18
DENACORD 2
8
1,5
3,0
1800
16
Medidas en el Amarre
90º
ASPECTOS IMPORTANTES
Efecto del cordón detonante en la columna explosiva
Detonador eléctrico Es un sistema de iniciación eléctrico capaz de convertir un impulso eléctrico en una detonación en un tiempo determinado. Consta de cuatro partes fundamentales: • Una cápsula de aluminio o cobre. • Una carga explosiva compuesta por un explosivo primario y uno secundario. • Un elemento de retardo con un tiempo de combustión especificado. • Un elemento inflamador eléctricopirotécnico. Tipos usados en Chile: • Detonador de Sensibilidad Normal. • Detonador Insensible. • Detonador Altamente Insensible.
Recubrimiento antiestático Alambres de alimentación Tapón de cierre Cubierta de Aluminio o Cobre Protección antiestática Inflamador Porta retardo Tren de retardos
Carga Primaria Carga Base
Detonadores eléctricos Dyno
ASPECTOS IMPORTANTES • CONDICIONES CLIMATICAS • RADIO FRECUENCIAS • CORRIENTES VAGABUNDAS • ESTATICA • FUENTE DE PODER ADECUADA • DISEÑO PREDETERMINADO, • CALCULOS RESISTENCIA CIRCUITO TOTAL • OPERACIÓN DE TERRENO LENTO.
DET. NO ELECTRICO
TUBO DE CHOQUE CARACTERISTICAS DELDETONADORNOELECTRICO TUBO TUBODE DECHOQUE CHOQUE
CARACTERISTICAS DEL TUBO
GOM GOMA A ANTIESTATICA ANTIESTATICA
RECUBIERTO PLÁSTICO DE COLOR CARGA DE HMX
ZONADE UNIONDE TUBOAL DETONADOR.
CASQUILLO CASQUILLODE DECOBRE COBREO O ALUM ALUMINIO INIO
CAM CAMARA ARADE DEAIRE, AIRE, COFIA COFIA
DIRECCION DE PROPAGACION RESINA SURLYN
DE LA ONDA DE CHOQUE
M MIXTO IXTOPIROTECNICO PIROTECNICO ZONADE RETARDOS
CILINDROS CILINDROSDE DEPLOM PLOMOS OS
CARGA CARGAPRIM PRIMARIA ARIADE DE AZIDA AZIDADE DEPLOM PLOMO O ZONADECARGAS EXPLOSIVAS
CARGA CARGASEGUNDARIA SEGUNDARIADE DEPTN PTN
Detonador no eléctrico Tubo de choque
En el corte longitudinal se aprecian los principales elementos de un detonador PRIMADET (Ensign Bickford). 1. El extremo explosivo contiene una carga base de PETN y una carga primaria de Azida de plomo. 2. El Cushion Disk, otorga una gran resistencia al impacto y a la detonación por simpatía. 3. El tren de retardo, formado por uno, dos o tres Sello antiestático elementos pirotécnicos. 4. El DIB (Delay Ignition Buffer m.r.), que permite Tren de retardos una mayor precisión y evita el problema de la reversión de la onda de choque. 5. El sello antiestático, elemento para eliminar el riesgo de iniciación por descargas estáticas Cushion Disk accidentales.
DIB
Azida de plomo
PETN
El detonador no eléctrico TECNEL Corte Transversal del tubo no-eléctrico Traverse court of the tube non-electric
Capa Externa
External layer
Detonador Tubo de choque
Capa Interna
Internal layer Carga Explosiva
Explosive load
ASPECTOS IMPORTANTES • SEGURO •Tubo NONEL , No es afectado por: • Alta frecuencia, Cargas estaticas, Llama • Fricción o Impactos. • SIMPLE Y FLEXIBLE • NO ELÉCTRICO • SILENCIOSOS • ECÓNOMICOS
SISTEMA NO ELECTRICO La iniciación se propaga a través de cordón detonante, tubos de choque o una combinación de ambos. Este sistema se divide en dos subgrupos:
Enaex S.A.
1.- TRADICIONAL 2.- SILENCIOSO NOTA: Los tubos de choque antiguamente se conocían como noneles actualmente tecnel y
primadet, según el fabricante.
E. Piñones
TRADICIONAL:
Enaex S.A.
Sistema mixto, compuesto principalmente por dos partes: • Cordón detonante en superficie, en conjunto con conectores de retardo de superficie. • Tubo de Choque en el pozo, en conjunto con cápsula de retardo. E. Piñones
TRADICIONAL RETARDO SUPERFICIE
CORDON DETONANTE
CONECTOR
TUBOS DE CHOQUE
Enaex S.A.
J HOOK
BOOSTER (APD 450-2N)
CAPSULA RETARDO
E. Piñones
SISTEMA SILENCIOSO
SISTEMA DE INICIACIÓN EZ DET m.r. Conector Plástico
DESCRIPCIÓN : Está constituido básicamente por dos elementos ;
Detonador de Superficie
a) El detonador EZ-DETm.r. propiamente tal formado por; ♦ Un tubo de señal, con largo de acuerdo a la geometría del disparo.
Cuña de Seguridad
300 MS DENASA
Etiqueta de Identificación Tubo de Señal
Detonador de Fondo
♦ Un detonador PRIMADETm.r., de un tiempo de retardo adecuado a la aplicación y destinado a iniciar la carga de fondo del tiro . ♦ Un detonador PRIMADETm.r. , pero de baja potencia y alojado en un conector plástico. ♦ Etiquetas de identificación, las que indican el largo del tubo de señal y el tiempo nominal de retardo de ambos detonadores. b) Las líneas troncales EZm.r. (LTEZm.r.), usadas para crear puentes entre corridas y para cerrar circuitos en superficie.
SISTEMA DE INICIACIÓN EZDET® FUNCIONAMIENTO
68 668
34 634
51 651
110 710
152 752
EZDET 17/600 MS LTEZ 42 MS LIP O MS
93 693
135 735
17 617
0 600
59 659
76 676
118 718
101 701
42 642
84 684
SISTEMA DE INICIACIÓN EZDET® FUNCIONAMIENTO 85
68
51
34
17 0
668
651
634
617
600
SILENCIOSO UNITEC: Sistema compuesto solamente por Tubos de Choque. • Tubo en superficie. Enaex S.A.
• Tubo en el pozo. Ambos con cápsula de retardo. E. Piñones
SILENCIOSO UNITEC TUBO DE CHOQUE
CONECTOR
Enaex S.A.
SUPERFICIE
BOOSTER (APD 450-2N)
TUBOS DE CHOQUE
CAPSULA RETARDO
E. Piñones
Componentes: etiqueta de retardo Delay level
tubo no eléctrico Non-electric shock tubing
TECNEL : Detonador no eléctrico de retardo, que se ubica dentro del pozo cargado con explosivo.
Cápsula del detonador Detonator shell
CUS : Conector de retardo de superficie, se ubica uniendo los Tecneles de cada pozo cargado. tubo no eléctrico Non-electric shock tubing
etiqueta de retardo Delay level
Conector Americano American Connector
Especificaciones Técnicas: Incorporación de tecnología opcionales al CUS :
&Conector ergonométrico
Sistema Silencioso UNITEC Sólo requiere seis etapas
Malla de Perforación
1º Repartir
TECNELES
y proceder a cargar los tiros
2º Repartir CONECTORES UNIDIRECCIONALES
Cola del
Conector Unidireccional del pozo siguiente
Cola del
TECNEL dentro del pozo
3º Se Conecta en la Dirección que se quiera orientar la tronadura
4º Se pueden repartir los
Conectores Unidireccionales entre Filas
5º Se cierra el Disparo.
Salida
6º Se Conecta el Tubo de iniciación
SISTEMA ELECTRÓNICO
Conexión en paralelo Sistema Daveytronic
DAVEYTRONIC® DAVEYTRONIC®
PROGRAMACION DE LOS DETONADORES
CONEXION DE LOS DETONADORES
CHEQUEO DE LAS LINEAS
PROCEDIMIENTO DE CHEQUEO Y DISPARO
CARACTERISTICAS • 1 a 4000 ms
• Precisión < 1 ms • 1200 detonadores • Comunicación bidireccional • Chequeo completo • Desactivación automática • No responde a sistemas ajenos
APORTES DEL SISTEMA DAVEYTRONIC
•• CONFIABILIDAD CONFIABILIDAD •• SEGURIDAD SEGURIDAD •• PRECISION PRECISION •• FLEXIBILIDAD FLEXIBILIDAD
CONFIABILIDAD DIALOGO CON LOS DETONADORES
Comunicación
Comunicación
CONFIABILIDAD CHEQUEO DE LA LINEA
!
?
? ?
SEGURIDAD ELECTRICO
DAVEYTRONIC ®
The Daveytronic D A V E Y T R O N I C ® Cross Section of detonator.
1. Circuit board IED assembly.
6. Firing ca pa citor.
2. Duplex detonator wire.
7. Fu se head.
3. Crimped plug.
8 . Prim ary charge.
4. Logic capacitor.
9 . Base charge.
5. ASIC processor.
Pruebas de comportamiento de detonadores ante tormentas eléctricas. Comportamiento ante corrientes vagabundas y tormentas eléctricas : pruebas en condiciones extremas. Medición de corrientes generadas por la descarga de un rayo en el suelo durante tormentas ; comparación del comportamiento de detonadores electricos tradicionales, de detonadores no eléctricos y de detonadores electrónicos Daveytronic. Los detonadores fueron dispuestos alrededor de un pararayos destinado a conducir las altas corrientes hacia el suelo.
Pruebas de comportamiento de detonadores ante tormentas eléctricas. Para los detonadores eléctricos tradicionales : - Una linea en circuito abierto con 7 detonadores, colocada en forma de bucle encerrando una superficie de 2000 m2. - Una linea en circuito cerrado con 7 detonadores, colocada en bucle encerrando una superficie de 2000 m2. - Una linea en circuito cerrado con 7 detonadores, colocada en bucle encerrando una superficie de 1000 m2. - Una linea en circuito abierto con 7 detonadores, colocada en linea, encerrando una superficie de ~0 m2 (bucle mínimo). - Una linea en circuito abierto con 7 detonadores, colocada junta, encerrando una superficie de ~0 m2 (bucle mínimo) y con tres puntos de corte circuito.
Pruebas de comportamiento de detonadores ante tormentas eléctricas. RESULTADO : Durante la tormenta, se midió una corrienta máxima en el suelo de 39 000 Amperes. - 7 detonadores eléctricos tradicionales colocados en bucle y en circuito cerrado detonaron. - Los otros detonadores en circuito abierto no detonaron. - Ninguno de los no eléctricos detonó. - Ninguno de los electrónicos Daveytronic detonó. 4 de los 20 no funcionaron más después de la prueba (sin respuesta al ser consultados por la Unidad de Programación). El circuito electrónico quedo fuera de servicio.
CONCLUSIONES
El riesgo de detonación accidental se confirmó para los detonadores eléctricos tradicionales. De acuerdo a lo esperado, los no eléctricos no detonaron durante la prueba. Los detonadores Daveytronic no detonaron durante la prueba. El deterioro del circuito electrónico en varios de ellos muestra que el aislamiento del circuito de disparo del resto del circuito electrónico es eficaz.
Conexión en serie Sistemas: Ensign Bickford Orica (Ikon) Deltacaps (Deltadets)
DELTADET
Resumen Advertencias Presentación del DELTADET® E.D.D El sistema de iniciación electrónico (E.I.S.) El tester de fugas La caja de iniciación DSL2 El software de supervisión Accesorios
Summary
El Sistema de Iniciación Electrónico (E.I.S.) Cuál es la diferencia entre un E.I.S y un E.D.D según DCI ? El E.I.S. es el sistema de iniciación electrónico El E.D.D. está compuesto por el ensamblaje del E.I.S. y el detonador eléctrico n°0 Detonador eléctrico instantáneo
Implementación del plug a prueba de agua
E.D.D. después del ensamblaje
Summary
El Detonador de Retardo Electrónico (E.D.D.) Detonador eléctrico instantáneo (compatible con el DSL2)
Tubo de acero
Conectores AMP macho y hembra
Cable (4 alambres) para transferir energía e información
Summary
Tester de fugas Por qué un tester de fugas? El operador puede probar antes, durante y después la implementación del E.D.D. en el pozo lo siguiente: La continuidad eléctrica del alambre La comunicación a los E.D.D
Summary
La Caja de Disparo La caja de disparo DSL2 está compuesta por: La caja de El terminal PSION tronadura … Se comunica con los E.D.D (a través de la caja de tronadura) Se comunica con los E.D.D. Crea, modifica, importa and carga (conectada con el Psion) una secuencia de disparo. Programa los E.D.D. Comienza y conrola el proceso de Energiza los condensadores de disparo. los EDD. Permite que los condensadores Calibra e inicia los E.D.D del EDD sean cargados y disparados TM
Caja de Disparo – La caja de Tronadura Summary
Interruptor de apagado y encendido
Cable eléctrico de 220220-230 V (para conectar las baterías) baterías)
Conector del cable de disparo
Conector del Psion ® RS232
LINE OUT
ON
Indicador del nivel de la batería
Luz del cargador de batería
Llave que permite el carguío y disparo
Luz indicativa de todo listo para disparar
Botón de disparo
Summary
La caja de disparo – El Terminal PSION Serial plug (toward the blasting box) LCD screen Tab key (create sequence end change EDD time)
On and escape key
2MB RAM
Menu key (set(set-up, sequence loading, add EDD)
mx mx mx
back light key Contrast key for LCD screen
Switch Off
Navigator keys for the database of EDD
Navigator keys for the select sequences
Numeric keyboard
AB
CD
EF
GH
IJ
KL
MN
OP
QR
ST
UV
WX
YZ
-/
Yes or No keys (validate or delete)
Enter key (validate)
Summary
El software del terminal PSION El software de DCI permite al usuario… Configurar el Psion® (password, idioma) Elegir entre las secuencias de disparo memorizadas Modificar una secuencia de disparo (insertar, añadir, borrar EDD) Crear una secuencia de diaparo Efectuar un procedimiento de disparo con seguridad
El software del terminal PSION El software maneja…
La cantidad de E.D.D. en la línea La comunicación con los E.D.D (envía y recibe información) La calibración de los E.D.D. La energización de los condensadores de los E.D.D. La prueba de los E.D.D.(incluyendo la conexión con la cabeza pirotécnica)
Summary
Accesorios Summary
Un punzón de bronce (para primado de cartuchos) Un cable de extensión de superficie para conectar los E.D.D. entre sí and proteger el cable de disparo de posibles tensiones y proyecciones de roca. Un cable de disparo (de distintos largos) autorizado para conectar los E.D.D. a la caja de tronadura Un Electroboost (en desarrollo) adaptado al largo del E.D.D
Seguridad en la Tronadura electrónica Summary
INERIS Certificate
Conexión en serie de los E.D.D. Summary
Chargement
Connexión
… …
Funcionamiento de los E.D.D. Summary
A la caja de diaparo
5
4
3
1
2
6
7
9 8
10 Conector libre
Secuencia de 12 ms
Posición Posición de de la la línea línea 108
96
72
48
24 36
84
12
0
60
… …
CARACTERISTICAS • 1 a 10000 ms • Precisión 0,5 ms • 100 detonadores con actual caja de disparo •Asignación de retardo a cada EDD desde un solo punto • Comunicación bidireccional • Chequeo completo • Desactivación automática • No responde a sistemas ajenos
Detonadores Ikons
Detonadores Ikons
Propiedades del macizo rocoso
JKMRC
Factores de roca más importantes • 1. Grado de diaclasamiento y fracturamiento natural e inducido por la tronadura. • 2. Orientación de las diaclasas naturales. • 3. Propiedades elásticas de la roca. • 4. Densidad de la roca. • 5. Angulo de fricción. • 6. Resistencia cohesiva de la superficie de las fracturas.
Influencia en la fragmentación
• • • •
Distribución del tamaño de bloque in situ Orientación de las diaclasas Propiedades físicas y mecánicas Indices de tronabilidad
Grado de diaclasamiento – Define el bloque más grande como resultado de la tronadura (Distribución de tamaño de bloque in situ) – Si FF es alta es fácil obtener una buena fragmentación
A. Karzulovic
Influencia de las Estructuras (Da Gama and Lopez Jimeno 1993)
Distribución de tamaño insitu
% fino acumulativo
Distribución de tamaño deseado
JKMRC
Espaciamiento de las diaclasas
Diaclasas muy espaciadas
Diaclasas muy juntas
JKMRC
Orientación de las estructuras
JKMRC
Orientación de las estructuras
JKMRC
Orientación de las estructuras
JKMRC
Orientación de las estructuras
JKMRC
PROPIEDADES FISICAS Y MECANICAS. • 1. Módulo de Young. • 2. Índices de resistencia (de compresión y tensión estática) • 3. Densidad de la roca. • 4. Porosidad de la roca. • 5. Propiedades sísmicas (velocidades de propagación) • 6. Dureza se usa frecuentemente y probablemente se define mejor en términos de una combinación de resistencia a la compresión y la densidad del material.
A. Karzulovic
A. Karzulovic
Resistencia a la Carga Puntual
A. Karzulovic
Martillo Schmidt
A. Karzulovic
A. Karzulovic
Cohesión
Fricción
A. Karzulovic
A. Karzulovic
A. Karzulovic
A. Karzulovic
A. Karzulovic
Indices de tronabilidad • Lilly • Afrouz
CARACTERIZACION DE LILLY DEL MACIZO ROCOSO PARÁMETRO
VALOR
Descripción de la masa rocosa Quebradizo/Desmenuzable Se fractura en bloques
10 20
Totalmente masivo
50
Espaciamiento de los planos de diaclasas (JPS) Cercanos (<0.1 m) Intermedio (0.1 a 1m) Amplio (> 1m)
10 20 50
Orientación de los Planos de Diaclasas (JPO) Horizontal Inclinación hacia fuera de la cara Rumbo normal a la cara Inclinación hacia adentro de la cara del banco Influencia de La gravedad Específica (SGI)
DUREZA (H)
BI = 0. 5 (RMD + JPS + JPO + SGI + H) A = 0.12 BI
10 20 30 40 SGI = 25*SG - 50 (Donde SG está en ton(m3) 1 - 10
Factor de energía = 0.015 B donde el factor de energía se expresa en MJ/ton.
C. McKenzie
Indice de tronabilidad de Afrouz ε= mi e
( RMR −100 ) / 14
−
(m e i
2
)
( RMR −100 ) / 14 2
+ 4e ( RMR −100 ) / 6.3
• M es cte. Roca intacta de Hoek & Brown (varía de 7 a 25) • RMR calificación del macizo rocoso de Beniawski (20 rocas débiles y 100 para rocas de alta resistencia)
B 1.04 5.2 1.5 B + q = 0.20 + 1+ S H ε ε donde q es el factor de carga, B es el burden, S es el espaciamiento y H es la altura del banco.
Diseño de Tronaduras
Definiciones Taco
B
H
L S Pasadura
Altura de banco, Largo del pozo, pasadura, Burden and taco
B
Burden y Espaciamiento
PARAMETROS DE DISEÑO Parámetros Diámetro de perforación
X
Burden Espaciamiento Tipo de Malla Tamaño de la tronadura
X
Inclinación de los pozos
X
Pasadura Factor de energía Cargas parciales Taco Potencia del explosivo Densidad del explosivo Altura del banco
X
Consideraciones sobre el diseño de tronaduras Propiedades físicas de la roca (mineral y estéril) • débil? • competente? • quebradizo? • atenuación? •Características de los conjuntos de diaclasas • masiva? •Fracturas espaciadas? •Alta densidad de fracturas? •Conjuntos principales? • Parámetros de perforación • tipo de perforadora • largo de pozo • diámetro de pozo •Alineación
Consideraciones sobre el diseño de tronaduras (cont.) •
Explosivos • Tipo
•
•
VOD
•
resistencia al agua
•
energía del gas
•
tiempo de residencia
•
sensibilidad
Geometría de la tronadura • Volumen de expansión disponible • Tamaño y forma • Malla (burden y espaciamiento) • Carga completa o parciales
Consideraciones sobre el diseño de tronaduras (cont.) • Iniciación y primado • Iniciación puntual o lateral • Primado abajo o arriba • Cantidad y tipo de iniciador • Secuencia de iniciación y tiempo de retardo • Paralelo o en V • Períodos cortos o largos
Diámetro de los pozos Factores involucrados en la decisión • Costo específico de la tronadura • Fragmentación y la relación entre el espaciamiento de los pozos y las fracturas • Control de la exactitud de la perforación y su efecto en la fragmentación, seguridad e impacto ambiental • Tamaño de la perforadora y al accesibilidad a los sitios • Altura del banco y la proporción del pozo requerido para el taco
Selección del explosivo Factores que influyen en la selección: 1. 2. 3. 4.
La presencia de agua (activa o pasiva) El diámetro del pozo Las propiedades in situ de la roca Los requerimientos de tronadura (fragmentación y/o perfil de la pila)
Propiedades explosivos a granel PRODUCTO ANFO Al-2 Al-4 Al-6 Al-8 Al-10 ANFO Liviano 70/30 ANFO Liviano 60/40 Blendex 910 Blendex 920 Blendex 930 Blendex 940 Blendex 945 Blendex 950 Blendex 960 Blendex 930 -Al Blendex 940 -Al Blendex 950 -Al Emultex N Emultex S2 Emultex G
densidad (g/cc)
V.O.D. (m/s)
presión de detn. (kbar)
energía (kcal/kg)
resistencia al agua
diámetro crítico
volumen de gases (l/kg)
0,78 0,78 0,80 0,82 0,84 0,85 0,60 0,50 0,8 0,92 1 1,2 1,3 1,3 1,35 1,05 1 1,35 1,32 1,28 1,00 - 1,30
4000 4900 4800 4750 4700 4600 3200 3000 4700 4800 5000 5000 5400 5400 5400 5000 5000 5000 5400 5600 5700
30 46 46 46 46 45 15 11 29 36 41 49 57 56 50 44 47 45 62 97 61
912 960 1030 1100 1180 1280 640 610 888 864 840 815 789 791 767 895 871 847 730 708 701
nula nula nula nula nula nula nula nula nula nula nula 4 horas 4 8 horas 16 horas nula 4 horas 8 horas 16 horas 16 horas 16 horas
1 1/4" 3" 3" 3" 3" 3" 2" 2" 3" 3" 4" 4" 4 4" 5" 4" 5" 6" 4-1/2" 5-1/2" 4-1/2"
1050 1030 1000 980 940 895 1075 1090 1058 1066 1074 1082 1089 1090 1098 1053 1061 1070 1111 1119 1081
potencia relativa al ANFO en peso en volumen 1,00 1,04 1,10 1,15 1,23 1,31 0,75 0,73 0,98 0,96 0,94 0,92 0,89 0,90 0,88 0,98 0,96 0,94 0,84 0,82 0,81
1,00 1,04 1,12 1,22 1,32 1,43 0,57 0,47 1,00 1,10 1,27 1,41 1,48 1,49 1,41 1,35 1,48 1,61 1,41 1,35 1,25
RESISTENCIA AL AGUA MEZCLAS ANFO / EMULSIÓN
1600 960
0
10
20
30
40
50
60
70
80
90 100
% DE ANFO
100
90
80
70
60
50
40
30
20
10
% DE EMULSIÓN
EXCELENTE DESPLAZA EL AGUA
PRODUCTO BOMBEABLE (EMULTEX)
C.Orlandi - 1998
945
BUENA SE DEBE DESAGUAR EL POZO
NO TIENE RESISTENCIA AL AGUA
PRODUCTO VACIABLE (BLENDEX)
0
Resistencia de la roca
Selección del Explosivo
Emulsiones
HANFOS
ANFO
ANFO DILUIDO
Densidad de Fracturas
Dimensiones de la malla de tronadura
Altura del banco • La relación de esbeltez, Sr, para las mallas de tronaduras, se define como:
hb Sr = B
Sr > 2 es bueno Sr = 3 es óptimo Sr < 2 es malo
donde hb es la altura del banco (m) y B es el burden (m).
Profundidad del pozo
Lmax
1 Burden = − 2 Diámetros r 3.7
donde Lmax es el largo máximo de hoyo que se puede perforar sin exceder el 10% de probabilidad de traslape en la pata de los hoyos. r = 0,03 para pozos verticales r = 0,04 para pozos inclinados
Definición de Pasadura S
α = 10° α 30°
J/B = 0 a 0,4
α
J
Pasadura • Es la longitud del pozo por debajo del nivel de piso. • Mucha pasadura: mayores costos de perforación, mayor nivel de vibraciones, y alta fragmentación en la parte superior del banco inferior. • Poca pasadura: Problemas de “patas”, niveles de piso.
Lsd = K sd d
donde Lsd es el largo de la pasadura (m), d es el diámetro de hoyo (m) y la constante Ksd varía de 8 a 12.
Taco • Es la longitud del pozo que se rellena con material inerte para confinar y retener los gases producidos por la explosión. • Poco taco: escape prematuro de los gases. • Mucho taco: Generación de bloques en la parte alta del banco, y alto nivel de vibraciones. • En la practica las longitudes de taco aumentan conforme baja la competencia de la roca. • Taco de aire reduce presión peak de hoyo lo que permite acortar longitud de taco superior
Eyección de taco 10
10
10
Presión Pa
10
Burden movement at 20ms
9
8
No stemming ejection
7
With stemming ejection
10 10 10
Stemming ejection at 7.5ms
6
5
0
10
20
Tiempo
30
Stemming Blow Out
Retención de la Energía del Explosivo • Resultado • Costo • Conveniencia
T = K *d T : taco en metros d : diámetro de perforacion en metros K : Cte. Entre 25 a 30 Uso de gravilla en el taco debe ser considerado para esto se recomienda material de gravilla entre 1/10 a 1/ 15 del diametro de perforación. Esto implica K = 20 a 35
TACO Resistencia a la compresión (Mpa) UCS Potencia en peso (%) E Densidad exp (gr/cc) de Diám. Hoyo (pulg) Dh Factor seguridad z Kg/m l Factor de roca A Taco (m) T T/Dh
12 * Z 8 * D T = * A
h
50 90 1,3 10,675 1 75 8 7,9 29
* 0 , 0254 * l * E 100
Donde no hay prob. de flyrock Cercano a edif. o estructuras Cercano a edif. Públicos UCS +200 MPa 100 - 200 MPa 50 - 100 MPa -50 MPa
Z 1 1,2 1,5 A 12 - 14 10 - 11 8-9 6
1 3
AECI
Diseños de Perforación • Una distribución uniforme de explosivos requiere una distribución uniforme de pozos • Rectangular o Trabado? • El amarre es lo que define el diseño real
S:B = 1
S:B = 2 JKMRC
Uso de mallas trabadas
B ∆ == 0.9306 * B R * S R S ∆ = 1.1547 * B∆
Factor de carga • Relación peso de explosivo al peso de la roca
H
• Conveniente, fácil de calcular y se relaciona a costos
B S
JKMRC
Variando el factor de carga Espaciamiento
Incrementando el Burden
Concentración de carga
Al incrementar el burden disminuye la concentración de carga
Burden
JKMRC
Factor de carga en 2 D Concentración de energía 2 D Aumentando el espaciamiento
Aumentando el Burden
Burden
Espaciamiento
JKMRC
Factor de carga en 3 D 2
L1
l L2
h dl
r
d K f Eπ L2 2 dl Ep = ∫ 3 4 2 2 2 L1 ρ h l + π ( ) r 3 P
JKMRC
Distribución de energía Parte superior
Total
Parte inferior JKMRC
Factor de energía
Factor de energía = factor de carga * Potencia relativa en peso
JKMRC
La Implementación lo es todo!
JKMRC
La diferencia entre estas tronaduras es la ingeniería!
JKMRC
Confinado o con cara libre?
JKMRC
Determinación del burden en función del diámetro de perforación. Roca blanda Burden (m)
7
Roca media
6 5
Roca dura
4 3 2 1 50
100
150
200
250
Diámetro pozo (mm)
JKMRC
Matriz de cálculo de burden
Diámetro perforación (pulg) Altura banco (m) Longitud pozo (m) Taco (m) Pasadura (m) Longitud de Carga (m) Inclinación perforación (º) Densidad roca (gr/cc) Resistencia compresión (Mpa) Resistencia tracción (Mpa) Factor roca Velocidad Onda P (m/s) Densidad explosivo (m/s) Velocidad detonación (m/s) Presión de detonación (Mpa) Constante binomica roca-explosivo Razón burden/espaciamiento Potencia explosivo relativa en peso(anfo º/1) Equipo carguio
12
12
20
20
12
12
12
KONYA
L.JIMENO
KONYA
LANGEFORS
ASH
PEARSE
FRAENKEL
parámetros utilizados
ANDERSEN
AUTORES
12
12
12
2,5
2,5
2,5
3500 1,2 1,2 5000
1,2
12 0 2,5 10 1 1,2 5000
1,2
5000 1,11 1
Ingreso de datos de acuerdo al autor
Método de cálculo de R. Ash (1963) B Kb = Dh S KS = B H KH = B T KT = B J KJ = B
20 a 40 PºMº = 30 1 a2 1,5 a 4 PºMº = 2,6 0,5 a 1 PºMº = 0,7 0,2 a 0,4 PºMº = 0,3
Método de cálculo de R. Ash (1963) B = Kb * Dh * 0,0254 Dh en pulgadas y B en m. 1 3
1 3
2,563 d e VOD * * Kb = 30 * d r 1,3 3658 Para una densidad roca = 2,6 se tiene: Para Anfo
=> Kb = 29 y B =
8,0 m
Para Blendex 930 => Kb = 34 y B = 9,4 m Para Emultex N
=> Kb = 39 y B = 10,8 m
2 3
Diámetro perforación (pulg) Altura banco (m) (L) Longitud pozo (m) Taco (m) Pasadura (m) Longitud de Carga (m) Inclinación perforación (º) Densidad roca (gr/cc) Resistencia compresión (Mpa) Resistencia tracción (Mpa) Factor fijación (f) constante de la roca (kg/m3) ( c ) Velocidad Onda P (m/s) Densidad explosivo (gm/cc) Velocidad detonación (m/s) Presión de detonación (Mpa) Constante binomica roca-explosivo Razón burden/espaciamiento Potencia explosivo relativa en peso(anfo º/1) (PRP)
KONYA
L.JIMENO
KONYA
LANGEFORS
ASH
PEARSE
FRAENKEL
parámetros utilizados
ANDERSEN
AUTORES
10,62 10,62 10,62 10,62 10,62 10,624 10,62 10,62 17
AUTOR ANDERSEN FRAENKEL PEARSE ASH LANGEFOR KONYA L. JIMENO
BURDEN RESULTANTE ( m) 7,4 7,5 5,5 7,9 8,2 7,9 9,9 7,8
17
Ash
10
1 3
0 2,74
2,74
2,74
2,74
1,3
4062 1,3 5400
1,3
14,8 1 0,4 1,3 5400
1,3
2,563 ρ E B = φ * 30 * * * 0,0254 1,3 ρ R
6200 1
Langefors
0,89
Ingreso de datos de acuerdo al autor
Bmax =
φ * 25,44 33
*
f = 1 para pozos verticales f = 0,9 para pozos incl. 3:1 f = 0,85 para pozos incl. 2:1 c = 0,3 para rocas blandas c = 0,4 para rocas duras c = 0,5 para rocas muy duras
ρ e * PRP
(c + 0,75) * f * S / B B = Bmax − e'−d b * L e' = error empate db = desviación perf (m/m)
H. P. Rossmanith
CALCULO FACTOR DE CARGA FORMULA ASHBY ANG. FRICCION ANG. RUGOSIDAD FF
φ
i Nº/m
FACTOR DE CARGA (gr/ton)
30 5 16
35 5 16
37 7 16
38 8 16
156
186
215
230
560 * tg (φ + i ) CE = 3 FF
CALCULO FACTOR DE CARGA FORMULA STEFFEN DENSIDAD ANG. FRICCION φ ANG. RUGOSIDAD UCS DIAM. HOYO RQD
FACTOR DE CARGA
gr/cc i MPa mm %
(gr/ton)
2,6 35 5 50 279,4 35
2,6 35 5 50 279,4 35
2,6 37 7 50 279,4 35
2,6 38 8 60 279,4 40
99
99
104
111
densidad * tg (α + i ) * 3 UCS * diamhoyo / 100 95 * Ln (115 − RQD ) / 33 FC = densidad
+ 540
CALCULO FACTOR DE CARGA FORMULA BERTA VD (m/s) Vp (m/s) Dens. exp. Dens. roca Diam. hoyo DIam.expl. Energia expl.(MJ/kg) Energia sup. roca.(MJ/m2) Tamño max. frag. (m)
ρe ρr D d
ε
εs M n
n
Factor de carga (Kg/m3) Factor de carga (gr/ton)
CE = n1
4500 4500 4500 4500 4500 3000 2500 2000 1500 1300 1 1 1 1 1 2,6 2,6 2,6 2,6 2,6 11 11 11 11 11 11 11 11 11 11 3,516 3,516 3,516 3,516 3,516 0,0014 0,0014 0,0014 0,0014 0,0014 0,6 0,6 0,6 0,6 0,6
1
=
2
=
CE CE
0,928 0,9669 0,9948 0,9949 0,9798 1 1 1 1 1 0,3042 0,2938 0,2834 0,2834 0,2886 117 113 109 109 111
g f *ε s
g
n1 * n2 * n3 * ε
( ρ = 1− (ρ
e * VD − ρ r * V p )
2
* VD + ρ r * V p )
2
e
f
n2 =
=
eD
64 M
/d
1 − ( e − 1)
ε ss x10 − 3 YESO ESQUISTO CALIZA MARL CUARCITA GRANITO ESQ. CALC CONGLOM SERPENT GRANITO
1,1 1,45 1,47 1,1 1,63 1,68 1,44 0,75 1,35 1,81
CALCULO FACTOR DE CARGA FORMULA BRUCE CARR
VD (m/s) Vp (m/s) Dens. exp. Dens. roca
ρe ρr
4500 3000 1,2 2,6
4500 2500 1 2,6
4500 2000 1 2,6
4500 1500 1 2,6
4500 1300 1 2,6
Factor de carga (Kg/m3 CE Factor de carga (gr/ton) CE
0,605 233
0,555 213
0,444 171
0,333 128
0,289 111
961.19* ρr *Vp Impedancia _ roca = *(0.8* ρe +1) CE= 2 Presion_ detonacion_ explosivo ρe *VD
CALCULO FACTOR DE CARGA FORMULA BROADBENT, HEYNEN y DIMOCK
CE
Determinación factor de carga a través de la vel. sísmica
379
78,3
690
100
1000
124
1517
161
2000
194
2552
216,6
3000
233
4000
254,5
Factor de carga (gr/ton)
Vp
300 250 200 CE
150 100 50 0 379
690 1000 1517 2000 2552 3000 4000 Velocidad sísm ica Vp (m /s)
2
CE = 44.0087+ 8.83807x10−2 *Vp − 6.27825x10−6 *Vp − 6.72248x10−10 *Vp3 Coef. correlación = 0.99924
Factor de carga Fc Kg max/hoyo Kg Altura banco L Densidad roca δ Rel. Espac/Burden Kb Burden Espaciamiento
B E
170 400 13 2,6 1,15
130 400 13 2,6 2,5
8 9,2
6 15
1000 * Kg B= Kb L Fc * * * δ
0.5
RMD Pulvurulenta/Frágil (P) Diaclasado Vertical (V) Masiva (M) Manteo diaclasas Manteo fuera cara banco (20) Rumbo perpend. a la cara (30) Manteo hacia la cara (40)
Módulo de Young (GPa) Densidad Roca (gr/cc)
V Espaciamiento de Fractura
20 Dureza UCS en MPa Muy blanda (25) Blanda (50) Mediana (100) Dura (150) Muy Dura (200) 68 2,6 SEGÚN MCKENZIE 5
FACTOR DE ROCA
Altura banco (m) H Taco (m) T Densidad explosivo (gr/c dex Dám. Perforación (pulg) Dh Potencia en peso (%) E Tamaño medio (cm) X50 Burden (m) B Espaciamiento (m) S Factor de roca F Nuevo E E'
0,3
12 6 1,25 9,5 220,5 20 8 10 4,9 220,5
200
SEGÚN CUNNINGHAM 7,5
(
F = 0.03226* (H − T ) * dexp * Dh2 * E F * (H * B * S ) E' = 0 , 03226 * X 50 0.8
1 0.633
*
)
0.633
*
x50
(H * B * S )0.8
1 (H − T ) * d exp * Dh2
Metodología de Borquez Diam. Hoyo (pulg) densidad expl VOD expl (m/s) Altura banco densidad roca Ts (MPa) RQD Fcorrección UCS (MPa) Taco RQDE Kv Pd (MPa) SBR B (m) S Pasadura Ton/hoyo Kg/hoyo Factor de carga
12,25 0,8 4400 15 2,444 7,398 33,8 0,7 96 10 23,66 1,1 3872 1,11 7,8 8,658 1,6 2476 401 162
2,5 0,8 4200
8,8 65 0,7 106 45,5 0,9 3528 1,1 1,375
RQED= Fc * RQD Kv = 1.96 − 0.27 * ln(RQED)
Resistencia Factor discontinuidades corrección
Alta media Baja Muy baja
1 0,9 0,8 0,7
P B = 0 . 0254 * K v * D * d Ts
0 .5
Ranking para el factor de roca de Kuz-Ram (después de Cunningham, 1987). PARAMETRO
RANKING
Descripción de la Masa Rocosa (RMD) Pulvurulento/Quebradizo
10
Diaclasado verticalmente
JPS + JPA
Masiva
50
Espaciamiento de fracturas (JPS) 0.1 m
10
0.1 a sobre tamaño
20
Sobre tamaño a tamaño de la malla
50
C. McKenzie
Angulo del plano de fractura (JPA) Buza fuera de la cara
20
Rumbo perpendicular a la cara
30
Buza hacia la cara
50
Influencia de la Densidad (RDI) Factor de Dureza (HF)
RDI = 25*SG – 50 E/3 para E<50 GPa UCS/5 para E>50 GPa (E = módulo de Young, UCS = resistencia a la compresión uniaxial)
Modelo de KUZ-RAM Cálculo factor de roca A (2)
A = 0,06*(RMD+ JPS+ JPA+ RDI + HF) RMD JPS JPA RDI HF
= Descripción de la roca. = Separación entre fracturas planas. = Angulo fracturas planas. = Influencia de la densidad. = Factor de dureza.
Diseño Actual Altura banco (m) factor de roca X50 (cm) SBR Explosivo de fondo Potencia en peso (%) Densidad exp (gr/cc) Explosivo de columna Potencia en peso (%) Densidad exp (gr/cc) Diam. Hoyo (pulg) Taco Densidad roca (gr/cc) Error perforación (m) Pasadura (m) Largo carga fondo (m) Largo carga columna (m) Burden (m) Espaciamiento (m)
Propuesto 15 4,38 20 1,00
H F
H 945
H 945
H 945
H 945
89 1,3
Ef def
89 1,3 H 930 Anfo
H 930 Ec def Dh T dr w J lf lc B S
15 4,38 20 1,15
93 1 10,625 7 2,5 0,2 2 10 0 7,6 7,6
1 B= (SBR * H )0.5
Anfo
100 0,8 10,625 6 2,5 0,2 1,5 6 4,5 6,9 7,9
X * 50 F
0.625
Ep ' * * Qt 115
0.396
Diseño de Kuz-Ram (2) 1/0.633 γ X50 %Cf f E )*γ c * *H * %Cf * + (1− K = 100 100 115 A*(SBR*H)0.8
K X = B 1 .6 / 0 .633
− 0 .1 % Cf % Cf − γ f * 1 − ABS γ c * 100 100 n* + 0 . 1 % Cf % Cf γ c * 100 + γ f * 1 − 100 0 . 25 * B + * 0 .5 H 1 + SBR B W * 1 − * 2 . 2 − 14 * 2 D B h
−1
Cálculo diseño según Kuz-Ram γ f
Ingreso de datos: X50 (cm) Xn (cm) % acum Xn Factor de roca A Relación S/B SBR Altura de banco H % Carga fondo/Carga tot Pef
20 70 90 4 1 15 70
Explosivo fondo Potencia en peso E (%) Densidad explosivo de (gr/cc) Kcal/kg Precio (US$/TON explosivo)
Heet 950 Heet 950
Explosivo columna Potencia en peso E (%) Densidad explosivo de (gr/cc) Kcal/kg Precio (US$/TON explosivo) Diámetro pozo Dh (mm) Desviación perforación W (m) Densidad roca dr (gr/cc) Valor m perforado (US$)
Heet 930 Heet 930
90 1,3 791 420
Dist. Vert. Energía Factor de confinamiento
74,98 57,68 0,96 29,32 9,1 9,1 2,3 6,5
% Pasante 10% 20% 30% 40% 50% 60%
Tamaño (cm) 2,8 6,1 10,0 14,5 20,0 26,8
Qf (Kg) Qc (Kg) Qt (kg) Ton/ Hoyo Fc (gr/ton)
565 242 807 3105 260
70% 80% 90% 99%
35,6 48,2 70,0 144,3
T mínimo (m) 94 1 840 420 271,0 0,3 2,5 6,5
Criterios de canteras y minas de carbón Factor de Rigidez
(Kg/m) (Kg/m) n Xc (cm) B (m) S (m) J (m) T (m)
γ c
1,65
56,60% 1,33
Costo/ton Perforación Tronadura Total
7,1 cUS$/ton 3,62 10,92 14,53
Distribución Granulométrica 120% 100% 80% 60% 40% 20% 0% 1,0
10,0
100,0
Tamaño fragmentos (cm) rigidez normal granulometría no uniforme
confinamiento promedio
DISEÑO NO VALIDO. Taco inferior al mínimo Si desea usar el diseño utilice retenedor o gravilla
1000,0
TEORIA DEL CRATER
TEORIA DEL CRATER Profundidad crítica
N = E*w
1 3
donde E es el factor de energía de deformación.
Reordenando la razón de profundidad
E=
N 3 w
d0 ∆0 = N
Donde do es la profundidad óptima
TEORIA DEL CRATER
d0 = ∆0 * N = ∆0 * E * w
1 3
Si suponemos que el cráter se crea hacia la cara libre del banco, podemos reemplazar a d0 por el burden B:
B = ∆ 0 * E * WR
ODB =
d0 w
1 3
1 3
B WR = * ∆ E 0
3
que es la profundidad escalar óptima , donde d0 es la profundidad óptima medida desde la superficie al centro de la carga w, cuyo largo es 8 veces el diámetro de perforación.
TEORIA DEL CRATER 1 T = ODB * WR1/ 3 − * PC = H + J − PC 3 2 B B 1 ODB * − Kj *B = H + * 1 1/ 3 ODB * WR + * PC = H + J ∆0 * E ∆0 * E 2 *γ 2 1 W ODB * WR1/ 3 + * R = H + K j * B 2 γ
TEORIA DEL CRATER Calculo diseño con Teoría del crater (datos de pruebas en Cerro Colorado) Profundidad óptima (m) Profundidad crítica (m) Cantidad expl. usado en pruebas (kg) Razón de profundidad óptima Factor de energía de deformación (m/kg^1/3) Profundidad óptima de carga (m/kg^1/3) Densidad roca (gr/cc) Relación espaciamiento burden Relación pasadura burden Diàmetro pozo del diseño a calcular (") Tipo explosivo Densidad explosivo (gr/cc) Densidad de carga (kg/m) Altura del banco (m)
do N w
∆0
E ODB
dr Ks Kj D de Kg/m H
1 3
4,1 6,7 60 0,61 1,71 1,05 2,6 1 0,2 9,875 Heet 940 1,1 54,35 11,2
∆
0
E=3
d0 N
= N w
d ODB = 3 0 w
1 T = ODB * W − * PC = H + J − PC 2 1 1 ODB * W 3 + * PC = H + J 2 1 1 W ODB * W 3 + * = H + K j*B 2 Kg / m B W = ∆ 0 * E
3
De la siguiente ecuación se calcula B: Burden (m) Espaciamiento (m) Carga explosiva/ pozo (kg) Largo columna de carga (m) Pasadura (m) Taco (m) Ton. de material por pozo Factor carga (gr/Ton)
B S W PC J T Ton Fc
8,2 8,2 480 8,8 1,6 4,0 1958 245
3
B B 1 * + ODB* − Kj *B = H ∆ * * 2 * / ∆ E E Kg m 0 0
90
SDB
Roca congelada
Roca blanda
Roca frágil
Min
0,79263
1,0899
0,79263
Max
0,8719
1,30784
1,5853
SDB=
d w
1 3
Si tenemos un diámetro de 3” y una roca frágil, el rango de profundidad del pozo se calculará como sigue: Primero determinaremos el tamaño de la carga explosiva, que será Anfo: PC = 6*φ = 6 * 3 * 0,0254 = 0,46 m El peso será w = 0,5067 * 9 * 0,78 * 0,46 = 1,64 Kg
E. Berger
Si se usará un iniciador de 150 grs. Implica que el peso total será de 1,64 + 0,15 = 1,79 Kg. Y mantendremos el largo de 0,46m. Luego, el largo del pozo debe ser: L = SDB * w(1/3) + 0,5*PC Lmax = 1,5853 * 1,79(1/3) + 0,46/2 = 2,15 m Lmin = 0,79263 * 1,79(1/3) + 0,46/2 = 1,2 m La distancia entre pozos debe ser Dc = φ * 1,75 = 3 * 1,75 = 5,25 m Y el incremento en profundidad ∆i = Largo carga/2 = 0,46/2 = 0,23 m Nº de pruebas ≅ 6 a 7 E. Berger
Inclinación de los pozos • Ventajas: – Costos reducidos de perforación y explosivos debido a un tamaño de malla aumentado – Mejor estabilidad en la cresta del banco – Quebradura reducida – Mejor desplazamiento de la pila tronada – No hay problemas de pata y reducción de la pasadura
• Desventajas: – Aumento de los errores de alineación – Aumento de la susceptibilidad de la desviación – Se requiere una mejor supervisión durante la perforación – Aumento del desgaste de las barras de perforación
Primado de pozos • Posicion del APD – Considerar el tiempo (distancia) de alcanzar la velocidad de regimen. Velocidad de detonación (m/s)
GRAFICO VELOCIDAD DE DETONACION 6000 5000 4000 3000 2000 1000 0 20
40
60
Zona de transición
80 100 120 140 160 Distancia al APD (cm)
180
Zona velocidad de régimen Máxima potencia del explosivo
– Distancia velocidad de regimen es de: 3 a 5 veces el diametro de perforacion.
EFECTO DE LA DILUCION EN EL DISEÑO.
Los métodos más comunes para evitar la dilución son: Utilizar bancos de poca altura. Factores de carga bajos. Ubicación de los bloques mineralizados dentro de la tronadura. Dirección de la salida paralela al rumbo del cuerpo mineralizado Tronar con cara sucia.
REDISEÑO DE TRONADURAS
Distribución del explosivo • • • • •
Diámetro del pozo Densidad del explosivo y potencia en volumen Largo del taco Burden y espaciamiento Pasadura
Ho y os de 10 0 mm de diá m etro
fig_44.wpg
0
32 M J/m 3
10
8 MJ /m 3 20
2 M J/m 3
E xplo sivo 0
10
D is t an ci a (m )
20
Ho y os de 311 m m de di ám et ro. 0
32 M J/m 3 10
8 MJ /m 3 20
E xplo sivo 0
2 M J/m 3 20
D is t an ci a (m )
40
Figura 4.3. Se cción tra nsversal de un banco mostrando la dis tribución de la energía del explosivo para hoyos de 100 y 311 mm de diá metro con un fac tor de carga c onstante de 0.5 kg/m3.
CMcK
Fórmula McKenzie:
ESCALAMIENTO DE DISEÑO
n
Dn dn *En Bn = Bi * D * d *E i i i
n 2
d * E n Dn Ks = n * d i * E i Di
Tn = K s1 / 3 * Ti
Fórmula Langefor:
Dn d n * E n B n = Bi * * Di d i * E i Dn Bn = Bi * Di
0.67
d n En * * di Ei
0.5
0.33
Fórmula de W. Crosby
Fórmula Kuz-Ram:
Dn Bn = Bi * Di
0.79
2
d n * En * d * E i i
0.396
ESCALAMIENTO DE MALLA 10 5/8 Diámetro de perforación (") 2,48 Densidad roca 7 Burden (m) 7 Espaciamiento (m) 1,5 Pasadura (m) 7 Taco (m) 15 Altura Banco (m) 735 Volumen (m3) 1823 Tonelaje (ton) 2 Factor de roca
12 1/4 2,48 7,5 7,5 2 8 15 844 2093 2
12 1/4 2,48 8 8 2 8 15 960 2381 2
7,0x7,0 12 1/4 2,48 8,5 8,5 2 8 15 1084 2688 2
Blendex 930 Blendex 930 Blendex 945 Blendex 930 Blendex-930 Blendex-930 Blendex-930 Blendex-930 Tipo de explosivo 840 840 789 840 Energía explosivo (Kcal/kg) 3,52 3,52 3,30 3,52 Energía explosivo (Mj/kg) 57 76 99 76 kg/m 543 684 890 684 Kilos por pozo 1911 2407 2939 2407 Energía total (Mj) 1,049 1,150 1,234 0,896 Factor de Energía (Mj/ton) 298 327 374 255 Factor de Carga (gr/ton) 110 123 140 158 Perforación específica (ton/m) 8,28 7,99 7,77 9,77 tamaño en cm bajo d50 1,39 1,32 1,32 1,32 Coef. Uniformidad tamaño en cm bajo d75 13,63 13,53 13,15 16,53 100% 110% 118% 85% % del Factor de Energía 100% 110% 125% 85% % del Factor de Carga 100% 111% 127% 143% % de perforación específica
D p % = D50%
n
100 Ln 100 − p 0,6932
Fragmentación Relator: Don Iván Villalba
CURSO: FRAGMENTACION DE ROCA.(Modelos de Predicción)
Enaex S.A. Septiembre 2003
FRAGMENTACION DE ROCA.(Modelos de predicción)
• La fragmentación generada por tronadura depende básicamente de dos variables llamadas: – Controlables • Diseño geométrico de tronadura. • Explosivo utilizado. • Secuencias de iniciación.
– No Controlables • Características geológicas y geomecánicas del terreno.
Parámetros de entrada y salida en el proceso de tronadura Variables Controlables • • • • • •
Diam. Perf. Prof. Pozo Pasadura Long. Taco Alt. Banco. Malla.
Iniciación N°Caras Lib. Tipo Expl. Cant. Expl. Pres. Agua(*) Etc.
Variables No Controlables Geología Prop. Geomec. Discont Agua. Etc.
Tronadura Output Fragmentación. Desp. Pila Vibraciones airblast Flyrock. Etc.
Atlas Powder Co. (1987)
Secuencia Lógica del Diseño de una Tronadura Obj. diseño •
Fragmentación
•
Desp. Pila.
•
Forma Pila
•
Vibraciones
•
Flyrock
•
Daño Paredes
Metas Optimizar Minimizar
Parámetros de Terreno •
Geología
•
Prop. Geomec.
•
Discont
•
Agua.
•
Etc.
Variables Controlables •
Diam. Perf.
•
Iniciación
•
Prof. Pozo
•
N°Caras Lib.
•
Pasadura
•
Tipo Expl.
•
Long. Taco
•
Cant. Expl.
•
Alt. Banco.
•
Pres. Agua(*)
•
Malla.
•
Etc.
Tronadura
Logro de los Objetivos
Si Atlas Powder Co. (1987)
Stand. Diseño
No
FRAGMENTACION DE ROCA. Efectos del grado de fragmentación en los distintos costos unitarios de una operación minera
MacKenzie (1967)
FRAGMENTACION DE ROCA.(Modelos de predicción) Los métodos de definición de las variables geométricas(B,E,etc) no dependen de la calidad de fragmentación deseada, sólo (algunos) de las características geomecánicas del macizo rocoso.Actualmente solo existen análisis cualitativos de mejor o peor fragmentación en función de las variables de tiempo y explosivo en el diseño de tronadura.
Diámetro perforación (pulg) Altura banco (m) Longitud pozo (m) Taco (m) Pasadura (m) Longitud de Carga (m) Inclinación perforación (º) Densidad roca (gr/cc) Resistencia compresión (Mpa) Resistencia tracción (Mpa) Factor roca Velocidad Onda P (m/s) Densidad explosivo (m/s) Velocidad detonación (m/s) Presión de detonación (Mpa) Constante binomica roca-explosivo Razón burden/espaciamiento Potencia explosivo relativa en peso(anfo º/1) Equipo carguio
12
12
20
20
12
12
12
KONYA
L.JIMENO
KONYA
LANGEFORS
ASH
PEARSE
parámetros utilizados
FRAENKEL
AUTORES ANDERSEN
•
12
12
12
2,5
2,5
2,5
1,2
3500 1,2 5000
1,2
12 0 2,5 10 1 1,2 5000
1,2
5000 1,11 1
Ingreso de datos de acuerdo al autor
Estructuras y sus Propiedades
Parámetros Geométricos •Manteo •Dirección Manteo. •Traza o extensión •Espaciamiento A.Karzulovic
Estructuras y sus Efectos:
Efectos de las grietas en la fragmentación
Dos posibles diseños de tronaduras
FRAGMENTACION DE ROCA.(Modelos de predicción) • Modelos de predicción de Fragmentación: – Larsson
K 50 = S * e
CE s 0 , 58*ln B − 0 ,145*ln −1,18*ln − 0 ,82 c B
• Donde: • K50= Abertura de malla cuadrada por la que pasa el 50% del material tronado. • B = Burden (m) • S/B = Relación Espaciamiento Burden. • CE = Consumo específico de explosivo (kg/m3) • c = Constante de la roca 0,3--0,5 kg/m3. • S = Constante de Tronabilidad. – S = 0,6 para rocas muy fisuradas. – s = 0,4 para rocas homogéneas.
FRAGMENTACION DE ROCA.(Modelos de predicción) Monograma para la determinación del tamaño del bloque
0,05
0,1
2,5 1,25 1,0
Relación E/B
Cte. Roca
0,1 0,35
0,3
0,3
0,45
0,5 5
0
0,4
0,5
40
33 0,
0,7
0,55
0,
Carga Específica kg/m3
Perf. Espec. M/m3
5,0
Cte. Estruct.Roca
0,5
0,65
0,7
Tamaño Medio (m)
0,9
FRAGMENTACION DE ROCA.(Modelos de predicción) • El grado de fragmentación generado por una tronadura se define básicamente como la distribución granulométrica del material tronado, y puede representarse de las siguientes maneras: – Histograma : Entrega una distribución no acumulativa de tamaño o peso de fragmentos en una clase dada. – Gráfico Acumulativo: Entrega el gráfico de distribución acumulativa. Histogram a 30
% Pasante
% Tam año
25 20 15 10 5 0 10
20
30
40 tam año (cm )
50
60
70
100 90 80 70 60 50 40 30 20 10 0 1,0
10,0 100,0 Tamaño (cm)
1000,0
FRAGMENTACION DE ROCA.(Modelos de predicción)
Modelo de KUZ-RAM – Basado en la formula empírica para determinar el tamaño medio de los fragmentos generados por tronadura, desarrollado por Kuznetsov. – Basado en la curva de distribución granulométrica de Rosin-Rammler. – Modelo desarrollado por Claude Cunninghan para el cálculo del índice de uniformidad.
Modelo de KUZ-RAM Ecuación empírica de Kuznetsov 0 ,8
X 50
1 V0 = A * * Q 6 Q 0 ,8
X 50 X50 A Vo Q Qe E
1 V0 115 = A * * Qe 6 * E Qe
0 , 633
= Tamaño medio de los fragmentos de Tronadura. (cm) = factor de roca. ( Valor de 1 a 13) = Volumen de roca fragmentada por pozo. (m3) = Cantidad de TNT equivalente a la carga de explosivo por pozo. = Kilos de explosivo por pozo. = Potencia relativa en peso referida al Anfo.
Modelo de KUZ-RAM • A medida que aumenta el Factor de Carga el tamaño medio disminuye: 0 ,8
0 , 633
V0 115 X 50 = A * * Qe * E Qe Inverso Factor Carga Qe= 400 Kg F.C1= 0,4 kg/m3 ====>X50=30,8 cm F.C1= 0,6 kg/m3 ====>X50= 22,8 cm 1 6
Modelo de KUZ-RAM
• A medida que disminuye el diámetro de perforación disminuye el tamaño medio. 0 ,8
X 50
V0 115 = A * *Q Qee * E Qe 1 6
F.C = 0,4 Kg/m3 Qe= 400 kg ====>X50=30,8 cm Qe= 600 kg ====>X50= 33,0 cm
0 , 633
Da cuenta del diámetro de perforación.
Modelo de KUZ-RAM Cálculo factor de roca A (1)
A = Bl * 14 − 9 * e Bl Sc ff
Sc − 67* ff − 400 − 630
3 ,125
= 1 para Rajo, 2 para túneles. = Resistencia a la compresión (kg/cm2) = Frecuencia de fracturas por pie de testigo.(0 a 6)
Ejemplo: Rc = 80 Mpa. FF =5 A =5
Modelo de KUZ-RAM Cálculo factor de roca A (2)
A = 0,06 * (RMD + JPS + JPA + RDI + HF ) RMD JPS JPA RDI HF
= Descripción de la roca. = Separación entre fracturas planas. = Angulo fracturas planas. = Influencia de la densidad. = Factor de dureza.
Modelo de KUZ-RAM Cálculo factor de roca A (2) RMD Pulvurulenta/Frágil 10 Diaclasado Vertical JPS+JPA Masiva 50 Espaciamiento de Fracturas (m)JPS <0,1 m. 10 0,1 a 1m 20 >1m. 50 Manteo diaclasas (JPA) Manteo fuera cara banco 20 Rumbo perpend. a la cara 30 Manteo hacia la cara 40 RDI SG (ton/m3) HF
RDI=25*SG-50 E/3 si E<50GPa UCS/5 si E>50GPa
Ejemplo: E = 40Gpa. SG = 2,6 A = 4,08
Modelo de KUZ-RAM Ecuación de Rosin - Rammler
P( x) = e
X n − XC
P(x) = Proporción del material retenido para una abertura de malla x x = Abertura de malla xc = Tamaño característico n = Coeficiente de uniformidad
F (x) = 1 − e
X − XC
n
Ecuación con 2 incógnitas n xc
F(x) = Proporción del material que pasa por una abertura de malla x
Modelo de KUZ-RAM Cálculo del coeficiente de uniformidad 0.5
S 1+ B B * 1 − W n = 2.2 − 14 * d 2 B
N d B S W BCL CCL Lt L0 H
L0 abs (BCL − CCL ) + * 0 . 1 * Lt H
= coeficiente de uniformidad = Diámetro de perforación (mm) = Burden (m) = Espaciamiento (m) = Desviación de perforación (m) = Longitud de carga de fondo(m) = Longitud de carga de columna (m) = Longitud total de carga (m) = Longitud de carga sobre el nivel de piso (m) = Altura del banco
0.1
Modelo de KUZ-RAM Significado del índice de uniformidad
n1
=1
X150 = 10
n2
= 0.5
X250 = 10
Modelo de KUZ-RAM Significado del índice de uniformidad % n=1 n = 0,5
80
50
30
50 60
Tamaño (cm)
El coeficiente n da cuenta de la pendiente de la curva de distribución granulométrica
Modelo de KUZ-RAM El coeficiente de uniformidad da cuenta de la uniformidad de la fragmentación y su variabilidad depende básicamente de: B n = 2.2 − 14 * F (n..n) d
n=
L0 * F (n..n) H
S 1 + B n= 2
B/d aumenta, n disminuye L0/H aumenta, n aumenta
0.5
* F (n..n)
S/B aumenta n aumenta
Para tronaduras a rajo abierto el índice de uniformidad varia entre 0.7 a 1.75
Modelo de KUZ-RAM • Cálculo del factor Tamaño Característico
0,5 = e X
c
X − 50 Xc
= −
n
X 50
(ln (0 , 5 ))
P( x) = e
1 n
X − 0 , 693* X 50
n
Modelo de KUZ-RAM ENAEXS.A GERENCIATECNICA MALLA
7,0x9,0
EXPLOSIVO
Fondo Heet 950
Col umna Heet 930 DIAM.PERF
200 mm
Parametrosde entrada
Heet 930
Nombre explosivo column Heet 930 1 Densidad explosivo (gr/cc) 94 Potenciaen peso (%) Diam. hoyo (mm) Alturabanco (m) Burden (m) Espaciamiento (m) Pasadura(m) Taco (m) Exactitudperforacion(m) Factor de roca Densidad roca (gr/cc) SBR Parametroscalculados Altura columna expl. (m) Ton/hoyo Carga por hoyo (kg) Factor de carga (gr/ton) D50(mm) Indice uniformidad Tamańo caracterķstico (mm) Tamańo crķtico (mm)
-
Anfo
200 12 7 9 2 5,5 0,2 5 2,6 1,29 8,5 1966 347 177 289 0,97 421 1200
Largo carga fondo Largo carga column Q fondo (kg)
8,5 0 347
Q column (kg) 0 Qtotal (kg) 347 266 Qf sin pasad. (kg) Qtotal sin pasad (kg) 266 Potencia P°M° 90 %Qf 100, 00 %Pasante Tamańo (cm) 10 4,1 20 9,0 30 14,5 40 21,1 50 28,9 60 38,5 70 51,0 80 68,8 90 99,5 99 203,3 100 234,9
% Pasante
Heet 950 H eet 950 Nombre explosivo fondo 1,3 Densidad explosivo (gr/cc) Potencia en peso (%) 90
100 90 80 70 60 50 40 30 20 10 0 1,0
10,0 100,0 Tamaño(cm)
1000,0
Modelo de KUZ-RAM Resultado de análisis de fragmentación utilizando Curva Distribución modelo de Kuz-Ram Granulométrica I Ta ma ńo (cm) 1,3 2,9 4,8
8 9 10 11
40 50 60 70
7,0 9,7 13,1 17,5
12 13 14 15
80 90 99 100
23,9 35,1 73,9 85,9
100 90 80 70 % Pasante
4 5 6 7
H % Pa sa nte 10 20 30
60 50 40 30 20 10 0
15 16 17 18
E Fa c tor d e c a rg a (g r/ ton) D50 (c m ) Ind ic e uniform id a d Ta m a ńo c a ra c terķstic o (c m
1,0
F 193 9,71 0,93 14,38
ln (1 − P( X 1 )) X 1 * ln n = ln ln (1 − P ( X 2 )) X 2
10,0 Tamaño (cm)
−1
(4)
100,0
Modelo de KUZ-RAM
• Restricciones del modelo de Kuz-Ram – La relación E/B esta aplicada al esquema de perforación y no a la secuencia de salida; E/B no debe exceder a 2. – El explosivo debe desarrollar una energía próxima a la potencia relativa en peso calculada. – La secuencia de salida y tiempos de retardos no son considerados en el modelo.
FRAGMENTACION DE ROCA.(Modelos de predicción) • Aplicaciones adicionales de modelo Kuz-Ram – Cálculo de la fragmentación sectorial mediante el uso del QED. – Cálculo de los parámetros de diseño de tronadura en función de la fragmentación requerida.
• Cálculo de la fragmentación sectorial mediante el uso del QED.
Cálculo de los parámetros de diseño de tronadura en función de la fragmentación requerida. −1
ln (1 − P ( X 1 )) X 1 * ln (4) n = ln ln (1 − P ( X 2 )) X 2
Se define en función de la fragmentación requerida: X50; X80 0 ,8
X 50
V0 115 = A * * Qe * E Qe
S 1 + B B n = 2.2 − 14 * d 2
1 6
0 , 633
Incognitas: Kilos de explosivo por pozo y Burden; 2 ecuaciones
0.5
W abs (BCL − CCL ) * 1 − * + 0.1 B Lt
0.1
*
L0 H
– Cálculo de los parámetros de diseño de tronadura en función de la fragmentación requerida. Cálculo diseño según Kuz-Ram γ f
Ingreso de datos: X50 (cm) Xn (cm) %acum Xn Factor de roca A Relación S/B SBR Altura de banco H %Carga fondo/Carga tot Pef
25 48 80 2,3 1 15 100
Explosivo fondo Potencia en peso E (%) Densidad explosivo de (gr/cc) Kcal/kg Precio (US$/TON explosivo)
Heet 950 Heet 950
Explosivo columna Potencia en peso E (%) Densidad explosivo de (gr/cc) Kcal/kg Precio (US$/TON explosivo) Diámetro pozo Dh (mm) Desviación perforación W (m) Densidad roca dr (gr/cc) Valor m perforado (US$)
ANFO ANF O
90 1,3 791 420
Criterios de canteras y minas de carbón Factor de Rigidez Dist. Vert. Energía Factor de confinamiento
(Kg/m) (Kg/m) n Xc (cm) B (m) S (m) J (m) T (m)
74,43 44,66 1,29 33,21 15 15,0 3,7 7,4
%Pasante 10% 20% 30% 40% 50% 60%
Tamaño (cm) 5,8 10,4 14,9 19,7 25,0 31,0
Qf (Kg) Qc (Kg) Qt (kg) Ton/ Hoyo Fc (gr/ton)
848 0 848 8235 103
70% 80% 90% 99%
38,3 48,0 63,4 108,4
γ c
T mínimo (m) 100 0,78 912 400 270,0 0,3 2,44 6,5
1,00 50,99% 1,49
Costo/ton Perforación Tronadura Total
7,0
Distribución Granulométrica 120% 100% 80% 60% 40%
cUS$/ton 1,48 4,33 5,81
20% 0% 1,0
10,0
100,0
Tamaño fragmentos (cm) demasiado rigido granulometría no uniforme
confinamiento bueno
Puede utilizar el diseño
1000,0
Modelo JKMRC Volumen de Sobre -Tamaño alrededor del Pozo Carga Explosiva Zona de Molienda Zona de Rotura
Diámetro del Pozo d = 2a Máxima extensión de la Molienda rc
M.L. Delgado
Modelo JKMRC CORRECCION DEL FINO:
rc
* Propone que el sector cercano a la fragmentación ocurre por la molienda, produciendo partículas muy fina, fuera de esta zona sugieren que ele modelo de Kuz-Ram es apropiado. * El Punto de inflexión está controlado por el esfuerzo compresivo de la roca * La zona fina termina cuando el esfuerzo de la roca es menor que la Resistencia a la Compresión Uniaxial de ésta. * De acuerdo al formulismo propuesto por Jaeger & Cook, se tiene: 2 σχ : Esfuerzo Radial a una distancia x de la pared del pozo
d 2* x
σ x = Pb *
d: Diametro del Pozo Pb: Presión del Pozo
* Según el modelo, la presión del Pozo, depende de la densidad del explosivo y VOD.
M.L. Delgado
* A su vez, según el modelo, la presión del Pozo, depende de la densidad del explosivo y VOD. Pb =
ρexp. * VOD ^ 2 C
ρ exp :
Densidad del explosivo C: cte[ 4 , 8 ] C=4 La Ecuación representa la Presión de Detonación . C=8 La ecuación representa la Presión del Pozo.
*En la zona de Chancado, representado por un cilindro de longitud igual a la longitud de carga . Usando las 2 ecuaciones se obtiene el radio de la molienda rc: rc
d rc rc = * 4
ρ exp *VOD 2 UCS
Pb < UCS Pb > UCS
M.L. Delgado
Modelo JKMRC ( en desarrollo)
% Pasante
90 %
Zona de Gruesos
La pendiente de esta curva esta controlada por Parámetros de Diseño de Tronadura y otros
50 % La posición de este punto a lo largo de este eje está controlado por el tamaño de molienda de cada pozo.
La posición de x50 a lo largo de esta línea esta controlado por el tamaño del bloque in-situ, definido por el espaciamiento entre junturas, la frecuencia de fracturas y la interacción explosivo/roca
Zona de Finos
10
100
1000
Tamaño Partícula (mm.)
1000
M.L. Delgado
CONSIDERACIONES PARA LA FRACCIÓN GRUESA: Se acepta el modelo propuesto por Kuz-Ram para predecir el tamaño de la fracción gruesa. la Curva de Distribución del tamaño grueso de una pila no debe pronosticar tamaños superiores mayores a los bloques pre-formados. Modelo de KUZ - RAM: Modelo de predicción de fragmentación basado en las ecuaciones de Kuznetsov y Rosin Rammler, donde: Ec. de Rosin Rammler : R = exp (- ( x / xc) ^ n ) R: Porcentaje Retenido x : Abertura de la malla (cm.) xc: Tamaño Característico ( cm.) n : Coeficiente de Uniformidad. Ec. de Kuznetsov : x 50 = A * ( Vo / Qe ) ^ 0.8 * Qe ^ (1/6) * ( 115 / E ) ^ 0.633 x50 : Tamaño Medio del fragmento. A: Factor de Roca. Vo : Volumen de roca fragmentado por pozo. Qe : Masa de Explosivo usada por pozo. E : Potencia en peso relativo del explosivo. ( 115 / E ) : Representa un ajuste para la PRP del TNT con respecto al Anfo.
M.L. Delgado
KUZ - RAM: Xc = X50 / (0.693 ^ (1/ n ) ) Donde el n, se obtiene por Cunningham: n = ( 2.2 - ( 14*B )/ D ) * (1+ (R-1) / 2) ^ 0.5 * ( 1 - W / B ) * L / H d: Diámetro de la carga B: Burden ( m ) W : Desviación del Pozo R : razón Espaciamiento / Burden B: Altura del Banco ( m ) L : Longitud de la Carga. * Para poder conocer el comportamiento de la Distribución de la fragmentación fina, con respecto a la analizada por Kuz - Ram (fracción gruesa ), resulta necesario conocer la pendiente de ésta, para ello se obtiene el siguiente cálculo:
nf = Ln ( Ln 1/ Rf ) - Ln ( Ln 1/ R50 ) Ln X10 - Ln dj Nf = Indice de Uniformidad para la fracción fina Rf : Fracción para el material Fino dj : Tamaño de párticula donde se unen las dos distribuciones ( x50)
M.L. Delgado
Ejemplo del Modelo JKMRC y la influencia de ciertos Parámetros en el Comportamiento de la Distribución MODELO JKMRC 100 90 80
% Pasante
70
KUZ-RAM
60
VOD=4500/UCS=50
50
VOD=4500/UCS=100
40
VOD=4500/UCS=150
30
UCS=100/VOD=5300
20
UCS=100/VOD=3700
10 0 1,0
10,0Tamaño (cm) 100,0
1000,0
M.L. Delgado
Modelo JKMRC ( en desarrollo)
CONCLUSIONES:
El Modelo JKMRC, corresponde a un Modelo de fragmentación que utiliza independientemente 2 modelos para estimar la distribución de tamaños. La estimación de la Fracción gruesa se obtiene a partir del modelo de Kuz-Ram. La extensión de la zona de finos, depende de la presión del pozo genereada por la detonación y como también de las resistencias propias del material.. El volumen de material fino está determinado por el punto donde el esfuerzo radial alrededor del pozo excede el esfuerzo compresivo de la roca. La Fracción de material Fino Rf , depende directamente de la UCS y VOD, puesto que incide en el aumento o disminución de su volumen. Para una UCS contante y VOD variable, se tiene una relación inversamente proporcional entre la VOD y el nf. Para una VOD constante y UCS variable, se tiene una relación directamente proporcional entre la UCS y el nf. A una menor UCS e independientemente de la VOD, se tiene una mayor Rf lo que implica un mayor volumen de fino.
M.L. Delgado
Secuencia de Iniciación Preparado por: Don Nelson Quinzacara
1.AGENDA • • • •
Objetivo de la Tronadura Terminología de la Tronadura Fractura de la Roca con Explosivos Secuencia de Iniciación Objetivos Sistemas de Iniciación Patrones de Configuración Selección de Retardos Movimiento del Burden • Control del daño Campo Cercano Campo Lejano
2.
OBJETIVOS DE LA TRONADURA
FRAGMENTAR LA ROCA EN TAMAÑOS ADECUADOS
DESPLAZAR LA ROCA Y SOLTARLA EN UNA PILA QUE SEA PUEDA EXCAVAR CON FACILIDAD
MINIMIZAR EL DAÑO AL TALUD
TRONADURA PRODUCTO QUE SATISFAGA LAS OPERACIONES DE LOS PROCESOS POSTERIORES , MINIMIZANDO EL COSTO GLOBAL MINA
3. LA FRACTURA DE ROCA CON EXPLOSIVOS
ESPACIAMIENTO
Pozo i
Pozo i + 1 Esfuerzo de Tensión
t = ti
ti+1 = ti +
S Vp
Esfuerzo de Compresión
MECANISMO DE CREACION DE FRACTURA
CARA LIBRE
BURDEN
Pozo i
Pozo i + 1
M0VIMIENTO HACIA UNA CARA LIBRE
4.
SECUENCIA DE INICIACION
4.1 OBJETIVOS
4.1 OBJETIVOS FRAGMENTAR LA ROCA EN TAMAÑOS ADECUADOS DESPLAZARLA LA ROCA Y SOLTARLA EN UNA PILA QUE SEA PUEDA EXCAVAR CON FACILIDAD MINIMIZAR EL DAÑO AL TALUD
-Interacción entre pozos
y filas -Aprovechamiento de los
gases de Explosción -Crear caras libres -Reducir el confinamiento
y las vibraciones
Secuencia de iniciación: La secuencia de iniciación determina el orden en la cual las cargas de la tronadura serán detonadas. Las prácticas más comunes de secuencia de iniciación son: - Paralela - En V0 o V1 - Echelon - Diamante. Algunos de los factores que inciden en la selección de la secuencia de iniciación son: - Número de caras libres de la Tronadura. - Dirección seleccionada del desplazamiento del material tronado. - Orientación de los planos de fracturas presentes en el volumen de roca comprometida por la tronadura.
Dirección del movimiento de la pila
Paralela
Secuencia de iniciación: 1 2 3
(a) Dirección del movimiento de la pila V0 y V1
3
2
1
1
(b)
2
3
Secuencia de iniciación:
Dirección del movimiento de la pila
1
2
3
- Salida Echelon
4
5
6
7
- Salida Diamante
Dirección del movimiento de la pila
FRAGMENTAR LA ROCA EN TAMAÑOS ADECUADOS -INTERACCION ENTRE POZOS Y ENTRE FILAS DESPLAZARLA LA ROCA Y SOLTARLA LA ROCA EN UNA PILA QUE SEA PUDEA EXCAVAR CON FACILIDAD -CREAR CARAS LIBRES -ALIVIAR Y DESPLAZAR LA MASA ROCOSA
CONTROL DE LA ENERGIA DISPONIBLE
MINIMIZAR EL DAÑO AL TALUD -REDUCIR EL SOBREQUIEBRE Y LAS VIBRACIONES
4.3 PATRONES DE CONFIGURACION
MALLA 10x10 m2 , CUADRADA E = 10 m
B = 10 m
CARA LIBRE
CARA LIBRE CARA LIBRE
DISEÑO
CASO 2
CASO 1
Befec = 10 m
Eefec = 10 m
Befec = 10 m
Eefec = 10 m
SIMBOLOGIA 9 MS 65 MS PUNTO DE INICIACION DESPLAZAMIENTO DESEADO
Bnominal= B efectivo E nominal= E efectivo
CASO 3 Eefec = 14,14 m
Befec = 7,1 m
CASO 4 Eefec = 14,14 m
Befec = 7,1 m
SIMBOLOGIA 9 MS 65 MS PUNTO DE INICIACION DESPLAZAMIENTO DESEADO
Bnominal= B efectivo E nominal= E efectivo
ESQUEMA TRADICIONAL , MALLA TRABADA SECUENCIA DE SALIDA : Burden Diseño = Burden Efectivo
“EL UTILIZAR BURDEN EFECTIVOS <= AL BURDEN DE DISEÑO NOS PERMITE MEJORAR LOS RESULTADOS DE LA TRONADURA, POR EJEMPLO : FRAGMENTACION , DESPLAZAMIENTO Y ESPONJAMIENTO DE LA PILA.”
DISEÑO DE INICIACION ESQUEMA DE PERFORACION :MALLA TRABADA
SECUENCIA DE SALIDA Burden Efectivo > Burden Diseño GERERACION DE TRONADURA APRETADAS
Para Tronaduras con una cara libre malla cuadrada en V: 0 4
5
2
Be
V
Se 1
2
3
θ
4
5
w
6
Se Be
3
Debe estar entre 3 a 8, de preferencia 4 a 7
V ≈1 W θ
Debe estar entre 90° y 160° , de preferencia 120° y 140°
4.4 SELECCION DE RETARDOS
Retardos entre pozos • Influyen en la forma del frente de iniciación • Controla la carga instantánea máxima • Influyen en el reforzamiento o cancelación de vibraciones • Influyen en la ‘cooperación de pozos’ en fragmentación y movimiento • Generalmente cortos - e.g. 9 ms to 25 ms • Deben considerar la velocidad de quemado del sistema de iniciación
Retardos entre filas • Influyen en la forma del frente de iniciación • Controlan el burden dinámico • Tienen una influencia importante sobre la forma de la pila de material desmontado. • Elemento importante en el control de daño • Comúnmente 25 ms hasta 100 ms
Iniciación fila por fila • Utilizada para ayudar en el desplazamiento de la pila de material desmontado • Puede ser cuadrada o triangular
Mallas Echelon • Utilizadas cuando existen dos caras libres • Ayuda en la formación de un canal de energía y en el movimiento de burden.
Amarre en “V” • Utilizado cuando existe una cara libre • El ángulo de la “V” es controlado por la razón B / S y el amarre. • La zona central puede carecer de alivio y la pila de material se amontona generalmente.
KONYA 9
TIEMPOS ENTRE POZOS:
3 to 15 milliseconds / m Espaciamiento TIPO DE ROCA
ms/m Espaciamiento
Arena ,Arcillas y Carbón
6-7
Algunas Calizas y Pizarras
5-6
Calizas compactas, Granitos Cuarcitas , Basaltos
4-5
Magnétitas ,Mica compactas
3-4
KONYA 9
TIEMPOS ENTRE FILAS
7 to 20 milliseconds / m Burden Effects Alta Vibración , Exceso de Sobrequiebre Altura de la Pila alta, Vibración y Sobrequiebre moderado
ms/m Burden 7 7 - 10
Altura de la Pila promedio, Vibración y Sobrequiebre promedio
10 - 13
Pila de material dispersa, Vibración y sobrequiebre mínimo
13 - 20
PERFILES TIPICOS DE TRONADURAS EXCESO DE QUEBRADURA DETRÁS DE LA ULTIMA FILA
Pila Tronada
PERFIL 1 : RETARDOS INSUFCIENTES ENTRE FILAS < 35 MS DIFÍCIL DE EXCAVAR , MALA FRAGMENTACION
PERFILES TIPICOS DE TRONADURAS ALGO DE QUEBRADURA EN LA ULTIMA FILA
Pila Tronada
PERFIL 2 : PEQUEÑO INTERVALO DE RETARDO ENTRE LAS FILAS 35 A 65 MS , APROPIADO PARA EXCAVACION CON PALA
PERFILES TIPICOS DE TRONADURAS QUEBRADURA MÍNIMA
Pila Tronada
PERFIL 3 :INTERVALOS DE RETARDDOS LARGOS ENTRE FILAS 65 A 150 MS , APROPIADO PARA EXCAVACION CON CARGADOR
ROSSMANITH- Tiempo entre pozos ESPACIAMIENTO
Pozo i
BxS
Pozo i + 1
(1-B)xS
TIEMPO=(1/VP)x((1-B)xS+tmax)-(BxS/Vg) Donde: Vp= Velocidad de propagación de Onda Vg=Velocidad de propagación de la grieta B=Porcentaje de desarrollo de grieta S=Espaciamiento Tmax= Onda peak
PPV máx= 241 mm/s
Tv T máx = 2.24 ms
PERIODO = 14,72 ms
DETONACION CARGA PUNTUAL
20 kg Emultex S2 Diámetro =61/2” Profundidad = 12 mt
ROSSMANITH- Tiempo entre filas BURDEN
t
t
t
twp twp 2twf 2da FILA
twf 1ra FILA
TIEMPO=(1/VP)x(B+tmax)+(0,1/cmp) Donde: Vp= Velocidad de propagación de Onda cmp=Velocidad de desplazamiento pila B= Burden Tmax= Onda peak
Cara Libre
4.5 MOVIMIENTO DEL BURDEN DETERMINACION DEL TIEMPO ENTRE FILAS
SEGUN ASH (1990), PARA EL CALCULO DEL INTERVALO ENTRE FILAS , SE DEBE CONSIDERAR TRES ELEMENTOS 9
Tiempo “Tm” , para que la cara del burden se comience a mover desde la ubicación del APD.
9
Tiempo “Te” , para que el explosivo en el pozo reaccione completamente.
9
Tiempo “Tb” , que todo el material tronado se mueva lo suficiente para crear una cara libre
Tfilas =Tm +Te+Tb
TIEMPO DE RESPUESTA DE LA ROCA Taco
Troca
DETONACION DEL EXPLOSIVO
MOVIMIENTO DEL BURDEN HACIA UNA CARA LIBRE
PERFIL DE MOVIMIENTO DE LOS TAMBORES
REFERENCIA EN SUPERFICIE
t1
t2
B1 B2 B3
INICIACION DEL APD , T=0
t3
t4
MOVIMIENTO DEL BURDEN Distancia Metros 2,5
B1 B2
2,0
B3
1,5 10 0.5 0 0
240
320
400
480 Tiempo ms
TIEMPO MINIMO DE MOVIMIENTO BURDEN Tiempo ms 200 160 120 80 40 0 0
6
7
8
9
BURDEN Metros
5.
CONTROL DEL DAÑO
Mecanismos de Daño (causas) 9
Fracturamiento inducido por esfuerzos (fatiga inducida)
9
Extensión de las fracturas
9
Deslizamiento provocado por Vibración
9
Craterización (Expansión de los Gases)
5.1 CAMPO CERCANO
ESTRUCTURAS PRINCIPALES
FALLAMIENTO EN CUÑA
Talud Set estructural
Iniciación
Cara libre Agrietamiento Cara libre
SECUENCIA DE CONTROL
Dirección de Acoplamiento
Dirección de Acoplamiento
SECUENCIA DE CONTROL Dirección de Acoplamiento
TRONADURA DE CONTROL GEOFONO 1RA 7m
4RA
3RA
2RA
12 m
PERFIL 1 : MEDICION DE VIBRACIONES – SALIDA HACIA EL RAJO
1RA
3RA
4 TA
283 mm/s
500 mm/s
F=19,5 Hz
F=39 Hz
2RA
REGISTRO DE VIBRACIONES TRONADURA SALIDA AL RAJO
PERDIDA DE ENERGIA
TRONADURA DE CONTROL GEOFONO 4TA 7m
1RA
2DA
3RA
12 m
PERFIL 2 : MEDICION DE VIBRACIONES – INTERACCION DE ONDAS DESARROLLO DE BUFFER DINAMICAS
90 % DURACION EVENTO PPVMAX=53 mm/s F = 14 Hz
APROVECHAMIENTO DE LA ENERGIA 15 % DURACION EVENTO PPVMAX=307 mm/s F = 30 Hz
REGISTRO VIBRACIONES TRONADURA CON INTERACCION DE ONDAS
RESULTADOS OBTENIDOS
5.2 CAMPO LEJANO
DESLIZAMIENTO CUÑA SECTOR ESTE AÑO 1969 CUÑA – AÑO 2001 SECTOR ESTE
Pre-failure - 8/22/01 9:00 am Reference Line - Road plating material evident in next three slides
Failure - 8/29/01 8:00 am -occurred during the previous night -actively advancing at time of photo
Failure - 8/29/01 3:00 pm
X >> H ONDA DE SUPERFICIE (RAYLEIGH)
PUNTO DE MONITOREO
⊗
H ONDA DE P (CUERPO)
DETONACION DE UN POZO FORMA DE LA ONDA
X >> H ONDA DE SUPERFICIE (RAYLEIGH) Pozo i
PUNTO DE MONITOREO
⊗
Pozo N
ONDA DE P (CUERPO)
H Pozo i
TRONADURA DE PRODUCCION
Pozo N
dT
PRINCIPIO DE SUPERPOSICION
19.8 mm/s , f =7,8 Hz
REGISTRO CAMPO LEJANO 250 METROS – MEDICION EN SUPERFICIE
Tronadura Controlada Relator: Don Róbinson Manríquez
Agenda • Introducción • Mecanismos responsables de la sobreexcavación • Efecto de vibración y determinación de franja de control • Tipos de tronaduras controladas –
Bibliografía y Referencias
Introducción • La energía no aprovechada en algunos casos alcanza el 85%, reduciendo la resistencia estructural del macizo rocoso. • Se entiende por tronadura controlada toda aquella que está diseñada para limitar los efectos sobre el entorno, ya sea tanto sobre el macizo rocoso mismo como el ambiente. • Para el control de taludes interesa minimizar las alteraciones sobre el macizo, considerando tanto efectos sobre la roca (campo cercano) como la posible activación de fallas o cuñas (campo medio).
Consecuencias negativas ¾Mayor dilución del mineral con estéril en las zonas de contacto en minería metálicas. ¾Aumento del costo de la carga y el transporte debido al incremento del volumen del material de excavación. ¾Necesidad de reforzar la estructura rocosa residual mediante costosos sistemas de sostenimiento: Mallado, cerchas metálica, apernado,etc. ¾Mayor riesgo operacional para las personas.
Consecuencias positivas ¾Elevación del ángulo del talud, consiguiéndose un incremento de las reservas recuperables o una disminución de la razón estéril /mineral. ¾Reducción del riesgo de desprendimiento parciales de talud, minimizando la necesidad de bermas anchas y con una repercusión positiva sobre la productividad y seguridad en los trabajos de explotación. ¾Una reducción en la cantidad de roca a ser removida (ciclos de carguío y costos de transporte reducidos durante la excavación).
Diferencia de talud con y sin tronadura controlada
Daño a la Roca • Se considera daño a la roca la alteración indeseada de sus propiedades geomecánicas como producto del sometimiento a esfuerzos mecánicos generados por la tronadura.
“Cambio en la Matriz de Fracturas de la Estructura de la Roca” ÎNúmero
de Fracturas ÎCondición de las Fracturas: longitud, apertura, rugosidad.
Daño... Efectos: 9 9 9 9 9 9
Fracturamiento masivo, en la zona circundante a los pozos. Creación de nuevas fracturas Dilatación de fracturas existentes, tanto en espesor como en longitud. Disminución de cohesión de bloques in- situ. Deslizamiento de cuñas. Disminución del ángulo del talud.
Mecanismos de Daño o sobreexcavación Durante la detonación de una carga explosiva, las condiciones que se presentan están caracterizadas por dos fases de acción:
¾
Se produce un fuerte impacto debido a la onda de choque, vinculada a la energía de tensión, durante un corto tiempo
¾
Actúan los gases producidos detrás de la zona de reacción que alta presión y temperatura son portadores de energía termodinámica.
Efecto de vibración y determinación de franja de control La tronadura al efectuar el fracturamiento y movimiento de la roca, genera además vibraciones que se transmiten a través de los materiales como ondas sísmicas cuyo frente se desplaza radialmente a partir del punto de detonación. Esta onda sísmica puede causar un daño significativo al diseño del pit, actuando sobre fallas o estructuras principales de la mina o a las instalaciones industriales y edificaciones.
Efecto de vibración y determinación de franja de control
X >> H ONDA DE SUPERFICIE (RAYLEIGH)
PUNTO DE MONITOREO
⊗
H ONDA DE P (CUERPO)
DETONACION DE UN POZO FORMA DE LA ONDA
Efecto de vibración y determinación de franja de control
X >> H ONDA DE SUPERFICIE (RAYLEIGH) Pozo i
PUNTO DE MONITOREO
⊗
Pozo N
ONDA DE P (CUERPO)
H Pozo i
TRONADURA DE PRODUCCION
Pozo N
d T
PRINCIPIO DE SUPERPOSICION
Efecto de vibración y determinación de franja de control
19.8 mm/s , f =7,8 Hz
REGISTRO CAMPO LEJANO 250 METROS – MEDICION EN SUPERFICIE
Efecto de vibración y determinación de franja de control
Vibración = Esfuerzo Mecánico Nuevas fracturas Esfuerzo
Deslizamiento Dilatación de Fracturas
Efecto de vibración y determinación de franja de control
Propiedades físicas y mecánicas de la roca. Por lo general, la aplicación de estos datos se limita a modelamiento de la fragmentación y daño producido por la tronadura. Las propiedades principales físicas y mecánicas que se usan comúnmente en el modelamiento de tronaduras son: 1. Módulo de Young. 2. Indices de resistencia (de compresión y tensión estática) 3. Densidad de la roca. 4. Porosidad de la roca. 5. Propiedades sísmicas (velocidades de propagación) El término dureza se usa frecuentemente y probablemente se define mejor en términos de una combinación de resistencia a la compresión y la densidad del material.
Efecto de vibración y determinación de franja de control
Deformación = ε = f (PPV, Vp) = f (σ, E)
PPV σ ε= = Vp E PPV = “Peak Particle Velocity” σ = resistencia a la tensión Vp = Velocidad de la Onda P E = módulo de Joung
Efecto de vibración y determinación de franja de control Propiedades de la Tronadura
PPV
max
Propiedades de la Roca
V p ⋅ σt = E
Asumiendo υ = 0,25:
PPV max
1,2 ⋅ σ t = V p ⋅ ρ roca
Efecto de vibración y determinación de franja de control • El PPV crítico (“PPVmax”) es una característica de cada roca. • La intensidad del daño es proporcional a este nivel máximo de vibraciones PPV max: – – – –
Dilatación de fracturas Aparición de nuevas grietas Daño notorio u obvio Sobrequiebre
⇒ ⇒ ⇒ ⇒
1/4 * PPVmax PPVmax 4 * PPVmax 8 * PPVmax
(Criterio de Holmberg y Persson)
Existe además una “Zona de Trituración” alrededor de la perforación, si la compresión ejercida por el frente de ondas supera la resistencia a la compresión de la roca.
Efecto de vibración y determinación de franja de control
para algunas rocas comunes Granito Andesita Arenisca Pizarra Concreto Roca en R.T. Roca en El Abra
850 mm/s 600 mm/s 450 mm/s 350 mm/s 250 mm/s 123 - 321 mm/s 364 – 599 mm/s
Efecto de vibración y determinación de franja de control
Método convencional en base al peso de la carga Wt:
α
PPV = K⋅Wt ⋅ X
−β
K, α yβ son propiedades de la roca
Efecto de vibración y determinación de franja de control
X ⊗ Para X >> H α
PPV = K⋅Wt ⋅ X H
−β
⊗ Para X ≤ 8 H α
PPV ≠ K⋅Wt ⋅ X
−β
⇒ Vibraciones en “Campo
Cercano”
Efecto de vibración y determinación de franja de control
K, α, y β son propiedades de la roca y γ es propiedad del explosivo Ro
⊗
dh
H
φ
h
PPV
= Kγ
α
H ∫0
[R
dx 2 0
+
(R 0 g φ
− x
)
2
]
β 2α
α
Efecto de vibración y determinación de franja de control
Anfo, blendex 930 Taco
Contorno de daño Zona fragmentada
d = 0,9 - 1,2 g/cc
Efecto de vibración y determinación de franja de control
Dynolite, Anfex L o Anfo Liviano Taco
Contorno de daño Zona fragmentada
d = 0,5 - 0,7 g/cc
Efecto de vibración y determinación de franja de control
Dynolite, Anfex Anfo, blendex 930 L Taco o Anfo Liviano Zona fragmentada
Contorno de daño
El daño es proporcional a la Densidad Lineal de Carga
Efecto de vibración y determinación de franja de control
con carga de fondo de mayor densidad Taco
Anfo blendex 950 Zona fragmentada
Contorno de daño
Efecto de vibración y determinación de franja de control
Taco
Taco de Aire blendex 950 Zona fragmentada
Contorno de daño
Efecto de vibración y determinación de franja de control
de preferencia, sin taco
Enaline
Zona fragmentada
Contorno de daño
Efecto de vibración y determinación de franja de control Dynolite, Anfex L Anfo, blendex 930 o Anfo Liviano
Enaline de preferencia, sin t
Taco
Contorno de daño
Efecto de vibración y determinación de franja de control
Tronadura de Producción
φ = 10 5/8 “ ρexplosivo = 1,2 g/
44 m
20
10
10
20 Radio del Daño(m
Efecto de vibración y determinación de franja de control
Tronadura de Producción
φ = 10 5/8 “ ρexplosivo = 0,8 g/
30 m
20
10
10
20 Radio del Daño(m
Efecto de vibración y determinación de franja de control
Tronadura Buffer o Amortiguadaφ = 10 5/8 “ ρexplosivo = 0,6 g/
22 m
20
10
10
20 Radio del Daño(m
Efecto de vibración y determinación de franja de control
Tronadura en Diámetro Menor
φ = 6 1/2 “ ρexplosivo = 1,2 g/
24 m
20
10
10
20 Radio del Daño(m
Efecto de vibración y determinación de franja de control φ = 6 1/2 “ Tronadura Buffer en Diámetro Menor ρexplosivo = 0,8 g/
16 m
20
10
10
20 Radio del Daño(m
Efecto de vibración y determinación de franja de control Radio del Daño Metros 25
10 5/8” 1,2 g/cc
20
10 5/8” 0,8 g/cc
15
6 1/2” 1,2 g/cc
10 10 5/8” 0,6 g/cc
5
6 1/2” 0,8 g/cc
0 1
2
3
4
5 Caso
Valores aproximados para Andesita
Efecto de vibración y determinación de franja de control
US$/T 0,5 10 5/8” 0,8 g/cc
0,4
6 1/2” 0,8 g/cc
10 5/8” 0,6 g/cc
0,3 6 1/2” 1,2 g/cc
0,2 10 5/8” 1,2 g/cc 0,1 0 1
2
3
4
5 Caso
Valores aproximados, Codelco Div.
Costo (US$/T)
Efecto de vibración y determinación de franja de control
0,5
165 mm φ
ρexp = 0,5 g/cc
0,4
280 mm φ
ρexp = 0,5 g/cc
0,3
ρexp = 1,3 g/cc
0,2
ρexp = 1,3 g/cc
0,1 0 6
8
10
13
15
17
Radio 20 del Daño (m)
Efecto de vibración y determinación de franja de control
Tronadura Normal de Producción Nueva Cara Transitoria
Cresta
Pared Final del banco
Pata
Cresta Futura Piso del Siguiente Banco
Escala Aproximada (m) 8 15 - 20
6
8
8 30 - 60
8
5-7
Efecto de vibración y determinación de franja de control
Tronadura de contorno
Buffer Precorte
Cresta
Pata
Pared Final del banco
Cresta Futura Piso del Siguiente Banco Escala Aproximada (m) 15 - 20
8
6
8
8 30 - 60
8
5-7
Efecto de vibración y determinación de franja de control
Detalle de la tronadura de contorno Cresta
Pata Buffer 1: Columna Completa de Anfo o blendex Precorte: Carga Desacoplada (Enaline) en Perforación de Pequeño Diámetro (4 1/2 - 6 1/2 “)
Buffer 2: Carga de Fondo, generalmente Anfo, y Taco de Aire (Ambos en Diámetro Intermedio, entre 6 1/2 y 8 “ sin pasadura)
Efecto de vibración y determinación de franja de control
Vista en Planta Pata Cresta
Tronadura Normal de Producción Límite 1a Franja (Ambos en Diámetro Intermedio,entre 6 1/2 y 8 “, sin pasadura) 0
0
0
0
0
0
0
0
0
0
0
0
0
0
0
0
Buffer 1: Columna Completa de Anfo o blendexTaco de Aire Buffer 2: Carga de Fondo, Anfo,y
0
0
0
0
0
0
0
0
0
0
0
0
0
Línea de 0 Programa
Precorte: Carga Desacoplada (Enaline) en Perforación de Pequeño Diámetro (4 1/2 - 6 1/2 “)
Efecto de vibración y determinación de franja de control
Costos Relativos
Escala Aproximada de Costos (US$/Ton): Costo Promedio
(Para una Expansión de 90
0.5 0.3 0.1
15 - 20 m
30 -80 m
Efecto de vibración y determinación de franja de control
Instrumentación para monitoreo de vibraciones. La instrumentación es vital y su propósito es localizar traductores en puntos estratégicos a objeto de obtener una base de información consistente y representativa. Los sensores de vibración se anclan a la roca muy próximo a la tronadura y detectan los pulsos intensos de choque producidos por las cargas individuales, a medida que detonan. Los sensores comúnmente usados son los geófonos (sensores de velocidad) y los acelerómetros (sensores de aceleración). En un geófono la amplitud de la señal es directamente proporcional a la velocidad de partícula y las unidades por lo tanto se muestran en (m./seg.) o más comúnmente en (mm./seg.), convirtiendo un pequeño movimiento físico, generado durante el paso de la vibración, a una señal de voltaje equivalente según sea su sensibilidad.
Efecto de vibración y determinación de franja de control GEOFONO VERTICAL
PERFIL ALUMINIO
GEOFONO TRANSVERSAL
GEOFONO RADIAL
Efecto de vibración y determinación de franja de control Modelamiento de las vibraciones El análisis de los registros de vibraciones permite conocer la velocidad de partícula que genera cada carga o grupos de cargas en la tronadura, obteniendo los datos de velocidad de partícula, distancia con respecto a la ubicación del geofono y cargas por tiro. Mediante esta información se genera el modelo de vibraciones. El modelo teórico utilizado para el modelamiento de las vibraciones es el de campo cercano de Holmberg y Persson, ya que este modelo actúa muy cerca de los pozos que es donde ocurre el fracturamiento y sirve como una herramienta para estimar el daño potencial que se puede producir detrás de la línea de programa y así estimar la distancia a la cual se debe establecer la franja de control en el ramate del banco. Una vez determinadas las ecuaciones de vibraciones se ajustan estas a modo de establecer un modelo representativo y confiable. El ajuste consiste en desplazar paralelamente el modelo obtenido, de modo que cubra un mayor número de puntos recogidos en terreno en rangos que oscilan entre un 80% y 95% de confiabilidad y adoptar así un factor de seguridad. El proceso de ajuste no significa cambiar los valores de los datos recogidos en terreno, sino darles una interpretación estadística más conservadora y por lo tanto más segura
Efecto de vibración y determinación de franja de control Pozo 1 2 3 4 5
Explosivo kilos 160 160 160 320 160
Distancia m 104,69 99,36 99,04 65,97 93,72
V tranversal mm/s 22,99 24,13 45,85 36,07 21,34
V vertical V longitudina mm/s mm/s 16,26 9,65 19,68 11,81 24,26 5,33 79,88 125,35 31,62 26,29
Velocidad de Partículas v/s Distancia Escalar
log ( V (mm/s))
2,5 2 1,5 1 0,5 0
0,2
0,4
0,6
0,8
log( d/w^0.5)
α
d V = K * w
d log(V ) = log K + α * log w
V suma mm/s 29,77 33,30 52,15 152,95 46,33
Efecto de vibración y determinación de franja de control Abacos de diseño En función de los modelos de vibración ajustados, se confeccionan los ábacos de diseño según carga explosiva, velocidad de vibración y distancia. De estos ábacos se pueden obtener directamente los valores de velocidad para una determinada carga a diferentes distancias, carga para una determinada velocidad a diferentes distancias y velocidad para una determinada distancia con diferentes cargas. Sector Fase 3 Mina El Abra
Sector Fase 3 Mina El Abra
2500
1600
2250
1400
2000
1200
Cargas (Kg)
PPV (mm/s)
1750 1500 1250 1000 750
1000 800 600 400
500
200
250
0
0 0
10
20
30
40
50
60
0
10
Q(1340)
Q(670)
20
30
40
50
60
Distancia (m)
Distancia (m) Q(560)
Q(460)
Abaco de diseño según carga explosiva pozo producción
PPV(100)
PPV(200)
PPV(400)
Abaco de diseño según vibración
PPV(600)
Efecto de vibración y determinación de franja de control Determinación de la velocidad crítica. Con el objetivo de investigar y evaluar la correlación entre la tronadura y el daño generada por esta es necesario hacer uso de la técnica de la sísmica de refracción, la cual es capaz de caracterizar el macizo rocoso en forma no invasiva a través de los valores de la velocidad de propagación de las ondas sísmicas compresionales Vp o velocidad sónica de la roca Para resolver el problema de determinar la distribución de la velocidad compresional en macizo rocoso en estudio es necesario realizar perfiles sísmicos a lo largo de la superficie de los bancos. Aun cuando, en un macizo rocoso pueden encontrarse contactos en que la velocidad cambia bruscamente (estratos, contactos litológicos, fallas, etc), para formaciones rocosas se postula que la calidad de la roca va mejorando en profundidad, es por esto que con cada perfil sísmico se obtiene una representación de los límites que alcanzan en profundidad las distintas calidades de roca representadas por variaciones de la velocidad compresional.
Perforaciones
Perfil Sísmico 80 mts. Red de Geófonos
Efecto de vibración y determinación de franja de control
Basándose en los parámetros geomecánicos de la mina, se determinan las velocidades de partícula máxima o crítica para la roca. PPVcritico =
VP *σ t E
En función de esta información, los modelos de vibraciones y criterios de daño, se determinan las cargas y las distancias de control para establecer y diseñar las tronaduras de contorno.
Tipos de tronaduras de contorno Son muchas las técnicas de tronaduras de contorno desarrolladas desde los años 50, pero en la actualidad las más usadas son, el precorte, el recorte y la tronadura amortiguada Todos los métodos ayudan a producir una superficie que es suave, estables y libre de material suelto. Las características de diseño comunes a todas las formas de tronaduras de contorno son: ¾Reducir la cantidad de explosivo en los hoyos contra la pared final, y aún en la penúltima fila de hoyo. ¾Aumentar la densidad de perforación para proporcionar una mejor distribución de explosivo a través de la masa rocosa, y proporcionar una línea acentuada de quebradura. ¾Ajustar el tiempo de iniciación para mejorar la interacción entre los hoyos adyacentes. Tal vez los dos aspectos más importantes del diseño de tronadura de contorno son la determinación de la densidad de carga más apropiada de explosivo dentro del hoyo, y la distancia mínima entre la cara final y el hoyo más cercano.
Tipos de tronaduras de contorno Daño por Craterización (o el Efecto de la Penetración de los Gases) Zona Alterada Zona Esponjada (Fragmentada y con (Fragmentada y Levantada) disminución de Cohesión)
Cono de Influencia Secundario Cono de Influencia Primario Centro de la Carga Fondo de la Carga
Tipos de tronaduras de contorno Daño por Craterización (o el Efecto de la Penetración de los Gases) Zona Alterada Zona Esponjada (Fragmentada y con (Fragmentada y Levantada) disminución de Cohesión)
Cono de Influencia Secundario Cono de Influencia Primario Centro de la Carga Fondo de la Carga
Tipos de tronaduras de contorno Acción Conjunta de las Cargas Levantamiento de la Superficie del Banco
Pila Tronada
Banco a Tronar
Cara Libre
Conos de Influencia Primarios
Tipos de tronaduras de contorno Efecto Combinado
de Vibraciones
y Gases
Tipos de tronaduras de contorno Efecto Combinado
de Vibraciones
y Gases
Tipos de tronaduras de contorno
Efecto Combinado
de Vibraciones
y Gases
Tipos de tronaduras de contorno OBJETIVOS DEL PRECORTE El desarrollo de un precorte tiene por finalidad generar una línea de debilidad tras la tronadura cuyos beneficios pueden ser los siguientes: - Formación de una pared de banco más estable. - Generar el límite de penetración de la pala. - Obtener las bermas programadas. - Crear una percepción de seguridad. Los beneficios del precorte, en términos de estabilidad de talud, pueden no ser fáciles de evaluar. Por ejemplo, la no-creación de medias cañas en la tronadura de precorte, no necesariamente significa un mal resultado del precorte ya que aún así los resultados en lo que se refiere a estabilidad de la pared pueden ser buenos. Como se sabe, el precorte debe ser capaz de inducir fracturas en un plano para atenuar las vibraciones de la tronadura principal, lo cual depende mucho de la calidad de las fracturas que se formen. Las vibraciones se atenuarán más, mientras éstas crucen fracturas lo más abiertas y limpias posibles. Así como las vibraciones inducidas por una tronadura son responsables de los daños producidos, el empuje de los gases de explosión también es responsable del daño ocasionado en la pared final, por lo tanto la línea de fractura generada por el precorte también debe actuar como una zona que permita la evacuación de estos gases.
Tipos de tronaduras de contorno El principio del precorte es minimizar las presiones en el pozo, justo lo suficiente para generar grietas entre pozos adyacentes en la línea del precorte. Para obtener buenos resultados en el precorte, tres requerimientos deben tomarse en cuenta: - Una línea de pozos con pequeño espaciamiento - Una baja densidad lineal de carga de explosivo - Una simultaneidad en la iniciación de los pozos. Para la generación del plano de debilidad mediante una grieta a lo largo de los pozos de precorte, la presión en las paredes del pozo ( Presión de barreno) debe ser del orden de la resistencia a la compresión de la roca. Para el cálculo de la presión en las paredes del pozo se utiliza la siguiente expresión:
p bi = 110 x δ exp xVOD 2 (1) PBI = Presión en las paredes del pozo (Mpa). dexp = densidad del explosivo (g/cm3). VOD = Velocidad de detonación del explosivo (km/s).
Tipos de tronaduras de contorno Examinando la ecuación 1, se aprecia que para un explosivo completamente acoplado al pozo, las presiones que se generan en las paredes de éste son del orden de los 850 Mpa, y considerando que en diversas faenas la resistencia a la compresión de la roca es del orden de los 50 a 150 Mpa, la presión en el pozo está muy por encima de este valor. Por lo tanto para lograr este orden de magnitud se debiera ocupar explosivos con densidades del orden de 0.2 (g/cm3) y velocidades de detonación del orden de 2500 m/s, lo cual no es aplicable operacionalmente. Por tal motivo, para el precorte se utilizan explosivos desacoplados, mediante el uso de explosivos de menor diámetro que el del pozo. Como recomendación general, el diámetro de la carga debe ser a lo menos la mitad del diámetro de perforación. Para el cálculo de la presión en las paredes del pozo de un explosivo desacoplado, se utiliza la siguiente expresión:
Pb = 110 * f n * δ exp *VOD 2 (2) en que f es la razón de desacoplamiento, definida como la relación entre el volumen del explosivo y el volumen del pozo. El exponente n se estima igual a 1.25 para pozos secos y 0.9 para pozos con agua.
Tipos de tronaduras de contorno DIÁMETROS DE PERFORACIÓN Es ampliamente reconocido que los mejores resultados de precorte se obtienen con diámetros pequeños de perforación; sin embargo, hay que tomar en cuenta la longitud del banco a perforar y las desviaciones de los pozos. ESPACIAMIENTO ENTRE POZOS El espaciamiento entre los pozos del precorte se reduce, si éste lo comparamos con el espaciamiento en una fila amortiguada. Esta disminución de espaciamiento se debe principalmente para que exista una interacción entre los pozos, debido a que a éstos se les ha reducido la carga considerablemente con el objeto de generar bajas presiones en las paredes de ellos. Existen algunas reglas para definir el espaciamiento entre pozos, como por ejemplo:
S = KxD Donde S es el espaciamiento en mm, k es una constante entre 14 y 16, y D es el diámetro de perforación en mm. ( Algoritmo propuesto por Sutherland en 1989).
Tipos de tronaduras de contorno La fórmula comúnmente utilizada y aplicada para el cálculo de espaciamiento es la siguiente:
D * (Pb + T ) S= T Donde S es el espaciamiento en mm, T es la resistencia a la tracción de la roca en Mpa, Pb es la presión de detonación en el barreno en Mpa y d es el diámetro de perforación en mm. Esta definición de espaciamiento no considera las características estructurales de la roca. No obstante, algunos investigadores tales como Chiappeta (1982) sugieren que si la frecuencia de las discontinuidades excede de 2 a 3 entre los pozos de precorte, los resultados serían bastante pobres en términos de generación de “medias cañas”.
Tipos de tronaduras de contorno DENSIDAD DE CARGA El término factor de carga definido en gr/ton no es aplicable para el precorte, puesto que su finalidad no es fragmentar un volumen de roca, sino que generar un plano de fractura, por lo que la densidad de carga para un precorte se define en kg/m2. De acuerdo a las ecuaciones anteriores se obtiene una relación que define la densidad de carga, en función de las características geomecánicas de la roca y el diámetro de perforación
π
donde:
D * 25,4 * T γ = * h 4 R * UCS + T
R * ρ * UCS * 2 110 * VOD n −1 exp
1 n
γ = densidad de carga en kg/m2 dh = diámetro de perforación (mm) UCS = Resistencia a la compresión no confinado (Mpa) δexp = densidad del explosivo (g/cm3) R = Ph/UCS, T = resistencia a la tensión en MPa y VOD = velocidad de detonación en Km/seg De la expresión anterior se desprende que la densidad de carga es directamente proporcional al diámetro de perforación y casi directamente proporcional a la resistencia de la roca.
Tipos de tronaduras de contorno SECUENCIA DE SALIDA El precorte debe ser iniciado en forma separada o en conjunto con la tronadura de producción, pero con una diferencia de a lo menos 100 ms previo a la tronadura de producción. Con respecto a los intervalos entre pozos del precorte, la teoría de formar una grieta de tensión entre dos pozos implica una detonación simultánea de ellos. A modo de referencia, Ouchterlony (1995) reportó que si existen diferencias de tiempo de 1ms entre pozos de precorte, esta generaría mayores daños alrededor de un pozo. Por tal motivo el autor del estudio recomienda el uso de cordón detonante para la iniciación del precorte. Idealmente debieran ser detonados todos los pozos del precorte en forma simultánea, pero como medida de precaución en lo que es vibraciones, estos debieran ser detonados en grupos de 20 a 30 pozos. EFECTOS DE LA EXACTITUD DE LA PERFORACIÓN La importancia de la exactitud de la perforación puede no ser considerada cuando se diseña un precorte, pero esta tiene una gran importancia debido al paralelismo que debiera existir entre los pozos, ya que su no paralelismo puede ser la causa de perfiles irregulares.
Tipos de tronaduras de contorno INCLINACIÓN DEL PRECORTE Los máximos beneficios en términos de mejorar la estabilidad de los taludes, se obtienen cuando el precorte es perforado inclinado. Estas inclinaciones fluctúan en el rango de 15 a 30 grados, siendo mejores los resultados a medida que se utiliza una mayor inclinación, aumentando ciertamente la dificultad en la perforación. Cuando se realizan precortes inclinados y una fila buffer delante de ellos, es conveniente tronar el precorte antes de la tronadura de producción, principalmente para evitar que la fila buffer o amortiguada en la zona del pie del banco, quede demasiado cerca del pozo de precorte y ésta pueda ser iniciada por simpatía.
Tipos de tronaduras de contorno PROPIEDADES DE LA ROCA Como en todas las prácticas de tronadura, la geología local ejerce una gran influencia en sus resultados, especialmente en el precorte. a) Parámetros Resistivos Para minimizar el daño tras la fila del precorte, el esfuerzo inducido por el precorte no debiera exceder en el plano la resistencia a la tracción de la roca, pero para lograr esto se requeriría del uso de una línea de precorte con pozos extremadamente juntos, lo cual se lograría con cargas extremadamente pequeñas y con separaciones entre pozos de igual modo. En la práctica, se ha llegado ha establecer que la presión de detonación que se debiera alcanzar en el pozo debe estar en el orden de 1.5 a 2 veces la resistencia a la compresión de la roca. Por otro lado, se ha determinado que cuando se trabaja en una roca cuya resistencia a la compresión es menor de 70 Mpa, es muy difícil obtener un buen resultado, y menos pensar que se obtendrán medias cañas en las paredes del talud. b) Control Estructural La naturaleza y orientación de las discontinuidades en el macizo rocoso son críticas en el resultado del precorte. Por ejemplo, si existe un aumento de la frecuencia de fracturas entre los pozos del precorte, disminuye la posibilidad de formar un plano de debilidad con la tronadura de precorte. La naturaleza de las discontinuidades también es un parámetro relevante debido a que si éstas son cerradas y bien cementadas, existe una probabilidad mayor que el plano de grietas generado por el precorte se pueda propagar. Por el contrario, si estas grietas están abiertas y limpias generarán una zona de interrupción de la formación de un plano de debilidad.
Tipos de tronaduras de contorno
Presencia de “media cañas “ en el talud del banco
Los tres principales factores geoestructurales que afectan el resultado del precorte son: - La frecuencia de fractura a lo largo de la línea de precorte. - El ángulo formado entre la línea de precorte y las estructuras. - El relleno de las fracturas. De algunas investigaciones sobre la orientación de las fracturas con respecto a la línea de precorte, se tiene que ángulos menores a 10 y superiores a 60 grados entre la estructura y la línea de precorte tiene un menor efecto sobre el resultado en la pared final. Por el contrario, ángulos entre 15 y 60 grados son los más desfavorables en el resultado del precorte.
Tipos de tronaduras de contorno
Tipos de tronaduras de contorno Mecanismo de creación de la fractura Distancia = S
Pozo i
Pozo i + 1 Esfuerzo de Tensión
t = ti ti+1 = ti +
El Frente de Ondas se desplaza a Velocidad = Vp (2,5 - 5 Km/s)
S Vp
Esfuerzo de Compresión
Tipos de tronaduras de contorno Formación de grietas entre pozos contiguos
Zonas de máximo “factor de intensidad de fracturas” V
Pozo i+1
p
Fracturas que formarán la “grieta” entre los pozos contiguos del precorte
Formación de Campos de microfracturas
Tipos de tronaduras de contorno A continuación, se entrega un ejemplo para el diseño del Precorte. Ejemplo: Para una perforadora de 6-1/2”, una zona con UCS de 62 Mpa y el Explosivo Enaline de 1.1 gr/cc y 4800 m/s (VOD). - Cálculo del diámetro del explosivo.
1 2n * R UCS H *D Dexp = * hoyo l 110ρ VOD2 exp
Donde :
Dexp : Diámetro del explosivo (pulg) UCS : Resistencia a la compresión (Mpa) ρexp : Densidad de Explosivo (gr/cc) dpozo : Diámetro de perforación (pulg) VOD : Velocidad de detonación (Km/s) H
: largo del pozo
l
: largo carga explosiva
Reemplazando los valores: 0.4
62 D exp = 0.1794x x 6.5 2 1.1 x (4.8)
D exp = 0.1794x 1.4302x 6.5 = 1.67" = 1 − 1/2"
Tipos de tronaduras de contorno -Factor de carga 1
n −1 π Dh * 25,4 * T R * ρ exp * UCS n * γ = * 4 R * UCS + T 110 * VOD 2
1
0 , 25 π 6,5 * 25,4 * 8,86 1,5 *1,1 p * 62 1, 25 * γ = * 4 1,5 * 62 + 8,86 110 * 4,8 2
γ = 0.82(kg/m 2) -Espaciamiento
d pozo x (Pb + T ) E = T
UCS T = 7 En el ejemplo de calculo del diámetro del explosivo vimos que el diámetro máximo para obtener un PB=1.5 UCS era de 1.67 “. Como el diámetro estándar de cartucho, más próximo es de 1.5 “, Debemos calcular el Pb para este diámetro. 2.5 1.5 Pb = 110x x 1.1(4800x 10−3 ) 2 = 71.32(Mpa) 6.5
71.32 + 8.86 S = 6.5x = 58.82"= 1.6m 8.86
Tipos de tronaduras de contorno
Tipos de tronaduras de contorno Tronadura Amortiguada Son tronaduras semejantes a las convencionales, donde se ha modificado el diseño de la ultima fila , tanto en el esquema geométrico que es más reducido como en las cargas de explosivo que suelen ser menores y desacopladas.
Tipos de tronaduras de contorno Cálculo carga buffer según teoría crater.
Ingresar tipo de roca Factor roca Altura de banco Diám. Perforación densidad explosivo
Débil
k=
3,5
Tronadura Amortiguada: Teoría Crater H= 15 m d c (diseño) D= d=
Kg/m
10,625 pulgadas 1,3 gr/cc
γ
W que hace dc(diseño) = dc(actual) : Diseño producción: Diametro perforación (pulg) Burden Espaciamiento Quebradura SBR producción densidad roca densidad explosivo Taco Pasadura fc producción Diseño buffer Diámetro perforación (pulg)
*k*
W
3
W = H − γ
+ 0.0762
*D
405
Dhp Bp Sp Qb
10,625 10 10 4 1,00 2,51 1,3 8 2 178
T J
Dhb
dc ( diseño ) = dc ( actual ) Roca Débil Competente Muy competente gr/cc gr/cc m m gr/ton
7,875 100
Porcentaje factor carga resp. Producción (%) B buffer S buffer Taco = Porcentaje malla respecto producción (%) Standoff buffer
d c (actual)
74,36 1175,64
Kx
= 0.396
kfc Bf Sb Tb fp St
100 7,8 m 7,8 m 9,6 m 78 2,7
SB = SBR* B B
k 3,5 4 4,5
W* 1000 BB = Fc * H * dr * SBR fp =
k fc * D hb * f p 2 St = D hp
Bf Bp
* 100
0 .5
Este valor puede incluir el taco de aire
* Q b * 10 − 3
0.5
Tipos de tronaduras de contorno Tronadura Amortiguada: Teoría Cammet
Para la definición de este diseño se trabaja en base a dos supuestos siendo éstos los siguientes: 1.- El burden de la(s) fila(s) amortiguada(s) debe estar en el rango de 0.5 a 0.8 veces el burden de producción y el espaciamiento del orden de 1.25 veces el burden definido para la(s) fila(s) amortiguada(s). 2.- Una vez establecido el burden y espaciamiento de la tronadura amortiguada en base al punto 1, se define la carga por pozo de tal manera que la presión en las paredes del pozo asociada al área de influencia de cada pozo se reduzca en un 60 %. La relación 1 da cuenta de esta reducción.
Pbamort .
0.6 xPbprod . xramort . xEamort xBamort . = (1) ramort . xE prod . xB prod .
Tipos de tronaduras de contorno Tronadura Amortiguada: Teoría Cammet
donde: Pb amort, prod = Presión de pozo en amortiguado o producción r amort,prod
= Radio perforacion amortiguado o producción
E amort. prod. = Espaciamiento amortiguada o producción B amort. prod. = Burden amortiguada o producción Una vez determinada la presión del barreno requerida en los pozos de la fila amortiguada, se calcula en base a las ecuaciones 2 y 3 el factor de desacople del explosivo en el pozo.
Tipos de tronaduras de contorno Tronadura Amortiguada: Teoría Cammet
Pd = P x(C.R.) ( 2) 2 .4
rc C.R = c x (3) rh El desacople del explosivo se puede realizar de dos maneras, la primera es utilizando un diámetro de explosivo menor al del pozo y en este caso determinar el valor de rc manteniendo el valor de c en 1. La segunda manera es ocupar explosivo sin desacoplar (rc = rh) y determinar el valor de c, es decir ocupar deck de aire y/o tacos intermedio en la columna.
Tipos de tronaduras de contorno
Tipos de tronaduras de contorno RECORTE Consiste en una tronadura de una sola fila de perforación con cargas de explosivo desacopladas. Está tecnica implica un arranque de roca hacia un frente libre , por lo que el espaciamiento de las cargas es mayor y resulta de un menor costo.
Referencias bibliográficas
REFERANCIAS BIBLIOGRAFICAS. -“Manual de perforación y voladura de roca“, LOPEZ JIMENO. -“Curso de tronadura mina a cielo abierto Chuquicamata”, Enaex. -“Estudio de control del daño y quebradura Mina Radomiro Tomic”, Enaex -“Diseño de voladuras” , DR. CALVIN CONYA. -“Tronadura para ingenieros “ , DR. CAMERON Mc kenzie. - Presentación tronadura controlada, Carlos Orlandi - Curso Tronadura y geomecanica, Antonio Karzulovic
MINA CHUQUICAMATA
Tronadura de Control. Para cumplir con las bases Geotécnicas en el caso base del año 1998, se hizo necesario implementar tronaduras controladas. Las tronaduras de cierre con perforaciones de gran diámetro generaron una disminución de 3º hasta 10º del ángulo cara banco. De lo anterior, deriva que la Mina Chuquicamata tiene como práctica el uso de diámetros menores en las tronaduras de cierre (Precorte y buffer).
MINA CHUQUICAMATA
Desarrollo de Expansiones en dos huinchas. Bm
PRECORTE
2DA HUINCHA : CONTROL
E m
E1 m
E2 m
B m
E m
LP
LP
30 - 40 m
70-80 m ( 10 5/8 ó 12 1/4”)
1RA HUINCHA : PRODUCCION
30 - 40 m (6 1/2”)
2DA HUICHA : CONTROL
MINA CHUQUICAMATA
Esquema de Perforación - Tronadura de Control Pared. Diseño en Perfil
Diseño en Planta 6m
4.8 m
LP 1.5 m
6m
6m
6m
18 m 3m 75 º PRECORTE
2 m Pas Berma D=6 1/2”
D=10 5/8”
PRODUCCION
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Recursos Disponibles.
ATLAS COPCO MODELO ROC-L8 2 UNIDADES (PRECORTE)
INGERSOLL RAND MODELO DML 2 UNIDADES (BUFFER)
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Desarrollo de huincha Control
USO DE PALAS P&H 4100 XPB (73 YD3)
TRONADURA DE SEGUNDA HUINCHA O “ TRIM BLASTING”
MINA CHUQUICAMATA
Resultados de la Tronadura Control Pared.
POST – TRONADURA
RESULTADOS DE ANGULO CARA DE BANCO
MINA CHUQUICAMATA
FALLAS PLANAS
Control Estructural
MINA CHUQUICAMATA
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Optimizaciones. Diseño tronadura de control con ZANJA: Reduce los tiempos de perforación y aumenta el tamaño de la tronadura, generándose una menor pérdida por librada de los equipos.
La implementación de esta técnica ha significado un ahorro en perforación y tronadura, respecto a la técnica tradicional de control pared. A la fecha se han desarrollado -3- bancos, con una longitud de 2.500 m de banco.
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DESARROLLO DE LA PERFORACION DE TRONADURA DE CONTROL CON “ZANJA”
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Sin daño en el sector de futura berma.
RESULTADO POST – TRONADURA DE “ ZANJA”
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Control de Daño por Vibraciones.
PPVmáx=272 mm/s f dom=31.7 Hz
Registro Tronadura Tradicional sin control ( d=39 m)
PPVmáx=237 mm/s f dom=17.1 Hz
Registro Tronadura con zanja ( d=20 m)
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Zanja vs Precorte BANCO 2567 : TRONADURA DE CONTROL PARED TRADICIONAL
190.000 (t)
200.000 (t) 03-OCT-2002 190.000 (t)
290.000 (t)
14-SEP-2002 200.000 (t)
05-DIC-2002 430.000 (t)
430.000 (t) 12-SEP-2002 290.000 (t)
17-DIC-2002 350.000 (t) 12-DIC-2002
440.000 (t)
350.000 (t) 20-DIC-2002 440.000 (t)
BANCO 2549 : TRONADURA DE CONTROL PARED CON ZANJA
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Cumplimiento diseño geotécnico.
CONTROL PARED TRADICIONAL (71°) CONTROL PARED ZANJA (69°)
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4.1 Rediseño de la tronadura de Control Pared. Metas del proyecto. Cuantificar los beneficios del uso de un diseño de tronadura de control que incorpore la utilización de diámetros de perforación de producción, apoyados con el desarrollo actual de la tronadura de precorte. Mantener o mejorar los resultados obtenidos con las prácticas de tronaduras de control pared actual.
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RESULTADOS OBTENIDOS POST – TRONADURA BANCO Q1 INCORPORACION DE BUFFER EN 9-7/8”
MINA CHUQUICAMATA
RESULTADOS OBTENIDOS POST – TRONADURA BANCO Q1 INCORPORACION DE BUFFER EN 9-7/8”
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4.2 Aprovechamiento de la Energía Disponible con la Incorporacion de Cámaras de Aire . Metas del proyecto. Cuantificar los beneficios del uso de la Cámara de Aire, energía disponible de bajo costo que permite : - Minimizar el Daño al talud. - Mejorar el espojamiento y Desplazamiento de la pila Tronada. - Optimizar los costos de perforación y Tronadura.
MINA CHUQUICAMATA
Generación de una Onda de Choque con la Incorporación de una Cámara de Aire. 1000
PPVMAX=895 (m m /s)
Efecto del Aire
750
VELOCIDAD DE PARTICULA (mm/s)
PPVMAX=630 (m m /s)
500
PPVMAX=273 (m m /s) 250
PPVMAX=162 (m m /s)
0 0
0,05
0,1
0,15
0,2
-250 TIEM PO (s)
0,25
0,3
0,35
MINA CHUQUICAMATA
Plan de Pruebas El aprovechamiento del “Aire” como energía Disponible de bajo Costo, solo se ha utilizado en el diseño de tronaduras de control , existe zonas de la Mina en donde la dureza nos permite generar una optimización de los costos , sin que esto signifique una baja en rendimientos de los equipos de Carguío.
Reemplazar una parte de la carga de columna por una cámara de Aire.
Disminuir la pasadura y reemplazar por una cámara de Aire.
MINA CHUQUICAMATA
¡ GRACIAS !
Flyrock
Causas y reducci∴n de flyrock Flyrock Taco
Explosivo
Burden
Causa: burden primera fila muy pequeΖo Reducci∴n: aumentar b d
J. Floyd
Causas y reducci∴n de flyrock Flyrock Taco
Explosivo Burden
Burden
Causa: burden muy grande Reducci∴n: disminuir burden y usar bit m
J. Floyd
Causas y reducci∴n de flyrock
Flyrock
Taco
Material de relleno
Explosivo
Causa: GeologΡa dϑbil Reducci∴n: el perforista debe informar y se debe colocar taco intermedio en
J. Floyd
Causas y reducci∴n de flyrock
Flyrock
Taco
Explosivo
Causa: perforaci∴n inadecuada Reducci∴n: implementar una perforaci∴n m
J. Floyd
Causas y reducci∴n de flyrock Flyrock Taco
Explosivo
Causa: iniciaci∴n instant
Causas y reducci∴n de flyrock Flyrock Taco
Explosivo
Causa: cavidad en la geologΡa Reducci∴n: medir para determinar subida
J. Floyd
Tiros Quedados
TIROS QUEDADOS 1998 FAENA MICHILLA EMABLOS CERRO COL L. BAYAS SOMICH ESCONDIDA TOTAL %
FAENA MICHILLA EMABLOS CERRO COL L. BAYAS SOMICH ESCONDIDA TOTAL %
N° EVENTOS 8 2 22 5 3 11 51 100
FALLAS OPERACIONALES NORMAL PRUEBAS 1 3 3 2 2 11 21,57
3
3 6 11,76
N° EVENTOSAS OPERACION CORTE NORMAL LINEA DESCEND 8 1 5 2 19 3 14 5 3 1 3 2 8 2 2 45 11 22 100 24,44 48,89
CORTE FALLA LINEA DESCEND PRODUCTO 5 2 2 14 1 1 1 2 2 22 8 43,14 15,69
FALLA PRODUCTO
OTRA FALLA 2 2 1
1 2 8 17,78
OTRA FALLA
NSS 0 1 1
1 1 1,96
NSS 0 1 1
1 1 2,22
1 3 6,67
1 3 5,88
Zonas reactivas
Estrategias para sulfuros reactivos
1)Hacer nada 2)Cargar y tronar 3)Medir temperaturas (Termocupla versus infra rojo (IR)) 4)No usar detritos como taco 5)Usar mangas de plástico en el pozo 6)Usar explosivo encartuchado 7)Usar explosivo inhibido 8)Combinaciones de los puntos anteriores
Indicadores de roca reactiva • 1.Presencia de sulfuros (mayor a 1%) • 2. Presencia de sulfuro negro. • 3. Presencia de sales blancas o amarillas en la roca que indican oxidación. • 4. Condición acídica ( causada por la reacciób anterior) indicada por el color del agua que fluye (amarilla – café rojiza). • 5. Reacción espontánea (humos) en la sobrecarga o la roca estéril o el mineral en stocks o en la mina. • 6. Olor acre irritante causado por la oxidación del sulfuro que produce dióxido de sulfuro
Procedimientos de perforación y tronadura basados en: 1. Identificación de las zonas reactivas 2. Notificación de mallas reactivas a todo el o personal involucrado antes de perforar 3. Registro riguroso de temperaturas 4. Uso de explosivos inhibidos 5. Tiempos de residencia restrictivo – Tº pozos 32 a 38 ºC 4 a 6 horas – Tº > 43ºC 2 a 4 hrs
Procedimientos de perforación y tronadura basados en (cont.): 6. Cargar desde los pozos más fríos a los más calientes 7. Cargar desde el frente del disparo hacia atrás 8. Tronaduras más pequeñas y más frecuentes 9. Diseños de iniciación más simples
Por qué usar productos inhibidos en vez de mangas
• • • • •
- Costo - Manejo del riesgo - derrame de explosivo - carguío de pozos por error antes de enmangar - tiros quedados
• Inhibidores de reacción de pirita: – Urea – Oxido de zinc – Carbonato de magnesio – Oxido de aluminio • Tº de explosión de detonadores 120 a 130 ºC
Reacciones involucradas • FeS2 +7/2O2 + H2O -> FeSO4 • 2FeSO4 + 1/2O2 + H2SO4 -> Fe2(SO4) + 1/2H2O • FeS2+ 7Fe2(SO4)3 +8H2O —>15FeSO4 + 8H2SO4 • Fe2(SO4)3 + Cu2S—>CuSO4 + 2FeSO4 + CuS • Fe2(SO4)3 + PbS + 1-1/2O2 + H2O—>PbSO4 + 2FeSO4 + H2SO4
• 2Fe2(SO4)3 + CuFeS2—>CuSO4 + 5FeSO4 + 2S • 3Fe2+ + NO3- + 4H+—>3Fe3+ + NO +↑2H2O
Evaluación de los resultados de la tronadura Analizar los siguientes aspectos: • Fragmentación y esponjamiento de la pila • Geometría de la pila: altura y desplazamiento • Presencia de bolones en la pila y su ubicación • Vibraciones, proyecciones y onda aérea. • Daño al talud del banco
Herramientas para la evaluación • Método fotográfico para medir fragmentación (Wipfrag, Split) • Cámara de video de alta velocidad – – – –
Dispersión de retardos Velocidad del burden Velocidad de eyección de taco Secuencia de disparo
• Topografía (Taquímetro, GPS) • Inspección visual
Optimización de las tronaduras Diseño Preparación del banco
Rediseño
Malla de perforación Malla de
Evaluación
perforación
Excavación
Perforación Tronadura
Perforación
Herramientas para solucionar problemas
Conocimiento del macizo rocoso Aumento de Factores de Carga Mejoramiento de la Distribución de las Cargas Uso de Explosivos de Alta Energía
Uso de Explosivos de Alta VOD:
Optimización del Confinamiento del Explosivo:
– Aluminio – Nitroparafinas (Comsol) – – –
Oxigenación Gasificación Química Microesferas
– Reforzadores de Taco – Material dimensionado (granza) Aprovechamiento de la Energía Dinámica del Proceso de Tronadura: – Iniciación (timing) – Sistemas de Iniciación Precisa » Detonadores Electrónicos » ElectroBooster C.Orlandi – 2001
EXPLOSIVOS , LA ENERGÍA DEL MENOR COSTO.
Preparado por: Sr. Gustavo Gajardo Navarro Iquique , 2003
Agenda
1.-Antecedentes.
2.-Consideraciones técnico-económicas del chancado y la molienda. 3.-Explosivos, equivalencias energéticas. 4.-Análisis de caso real. 5.-Conclusiones.
1. Antecedentes.
¾ La perforación y tronadura ocupa alrededor del 20% del costo de la operación minera, pero influye en el 80% de los resultados, hasta la molienda. Y más, ¾ El consumo de energía para la reducción de tamaño es: Tronadura 3 – 5%, Chancado 5 – 7 % Molienda sobre 90%
Proceso de conminución CODELCO NORTE MINA CHUQUICAMATA
Cálculo de de Energía y costos por unidad de operación.
OPERACIÓN EXPLOSIVOS CHANCADO PRIMARIO CHANCADO SECUNDARIO MOLIENDA TOTAL
TAMAÑO ENTRADA (CM) inf 40 10,2 1,91
TAMAÑO SALIDA (CM) 40 10,2 1,91 0,0053
ENERGIA (Kwh/t) 0,24 0,23 0,61 19,35 20,43
COSTO ENERGIA (US$/ton) 0,087 0,016 0,043 1,35 1,496
2. Importancia del chancado y la molienda en la conminución. ¾ El objetivo de la conminución es la reducción del tamaño de las rocas y , según esto , la primera pregunta que surge es por qué no se hace de una sola vez. ¾ Por esto , en la mayoría de las aplicaciones, son necesarias varias etapas de fragmentación y más de un equipo. ¾ El hecho que exista chancado y molienda y no sólo uno de ellos, responde a dos motivos muy claros: Factibilidad técnica y económica. (Extracto de articulo de Sandvick Rock Processing: Sres Ricardo Ramirez y Juan Urízar).
2. Importancia del chancado y la molienda en la conminución. ¾ La cantidad de etapas necesarias para la fragmentación dependerá de : El tamaño del producto requerido y su relación con el tamaño de alimentación. La dureza o resistencia a la fragmentación del material.
¾ Un Material con bajo índice de trabajo es fácilmente fragmentable , por lo que la razón de reducción del chancador es alta . ¾ Por el contrario , si un material tiene un indice de trabajo alto se necesita mayor cantidad de etapas de fragmentación para alcanzar el tamaño de producto deseado.
2. Importancia del chancado y la molienda en la conminución. Cuatro son los factores de importancia para la elección y diseño: Tipo de material a tratar El tamaño de la alimentación La capacidad requerida las características del producto De los anteriores, solo dos están están relacionados con el material y los dos restantes con el tipo de maquina escogida.
3. Explosivos , Equivalencias Energéticas. ¾ 1 kwh = 3.6 Mj = 859 kcal ¾ De acuedo a la Tabla de Tipo de Explosivo V/S Energía. Blendex 930 = 830 kcal /kg Blendex 945 = 790 kcal/kg Emultex S2 = 708 kcal/kg Blendex 930 Al 2 = 885 kcal/cal Blendex 940 Al 2 = 859 kcal/kg ¾ Por lo anterior : 1KWH = 1 KG DE EXPLOSIVO. ¾ El costo de la Energía Eléctrica (kwh): 5-7 Cus$ y del Explosivo (kg) : 30 – 40 Cus$.
3. Explosivos , Equivalencias Energéticas. ¾ Para afectar 1 tonelada métrica: 13 – 20 KWH v/s
0.1 – 0.3 Kg
¾ Entonces el Costo ( Cus$/t ): 65 - 140 ÍÎ 3 - 12 ¾ Por lo tanto , una de las razones de costos es : 21 ÍÎ 12
4. Análisis de un caso real : ¾ El uso de Explosivos de alta velocidad de detonación favorecen la generación de material fino- “GENERACIÓN DE MICRO FRACTURAS”
BLENDEX 930 VOD=4.8 km/seg
EMULTEX S2 VOD=5.8 km/seg
4. Análisis de un caso real : Los resultados son : 16.5 kwh/ tc con fc = 212 gr/t 15.6 kwh/ tc con fc = 258 gr/t Factor de Carga (gr/t) 212 258
Work Index (kwh/tc)
y Ip =163 t /m y Ip =133 t/m
Costo Energía Costo de Tronadura (Cus$/t) (Cus$/t)
16,5 (18.23 tm) 15,6 (17.23 tm)
115,5 109,2
14,89 18,65
En cuanto a costos se tiene : Baja el costo de Energía en 7 Cus$/tm y el costo de Tronadura sube en 3,76 Cus$/t. Por lo tanto , el menor Costo alcanza a 3,24 Cus$/t.
4. Análisis de un caso real :
Debido a lo anterior, tenemos que: Por cada 7 cUS$ de menor costo de energía, el explosivo aumenta en 3.76 cUS. Por lo tanto , por cada 1 Cus$ de adicional de Explosivo tenemos una Disminución de 1.86 Cus$ en energìa.
Simulación - Analisís de costos al reducir el Work Index. FACTOR DE CARGA (gr/t)
WORK INDEX (kwh/t)
COSTO ENERGIA (CUS$/t)
COSTO DE TRONADURA (CUS$/t)
212 240 260 280 300 350 400
16,5 16,0 15,6 15,2 14,8 13,8 12,8
115,5 112 109,2 106,4 103,6 96,6 89,6
14,89 16,85 18,65 19,65 21,05 24,55 28,05
25,9
13,16
COSTOS
(Cus$/t)
AHORRO (Cus$/t)
12,74
ANALISIS PROCESAMIENTO ANUAL (t) PROCESAMIENTO MENSUAL (t) PROCESAMIENTO DIARIO (t)
AHORRO (US$)
60.000.000 5.000.000 167.000
7.644.000 637.000 21.276
5. Conclusiones. Oportunidades de Negocios: ¾ Integración de las operaciones mineras. ¾ Rediseñar el proceso de chancado. ¾ Menor inversión en activos fijos. ¾ Mejorar el ROA. ¾ Mejorar el VAN en el proceso de chancado. ¾ Agregar valor en las operaciones unitarias de Mina/ Concentradora.
EXPLOSIVOS , LA ENERGÍA DEL MENOR COSTO.
Para mejorar algo , es importante saber de donde partes y a donde pretendes llegar ya que , de lo contrario , no se producirá avance ninguno ... Los números aportan claridad. Si no puedes traducir a números lo que quieres decir , probablemente no tienes claro de que se trata.
EXPLOSIVOS , LA ENERGÍA DEL MENOR COSTO.
¡Gracias!
