Manual Ingeniería de Minas - Pasantia

EXPLOTACIÓN DE MINAS

PASANTÍA UNIVERSIT UNIVERS ITARIA ARIA

Saber, Saber hacer, Saber ser

Evaluación Ev aluación de Competencias

PASANTÍA UNIVERS UNIVERSIT ITARIA ARIA (Explotación de minas)

Nombre del estudiante: ____________ ________________________ ________________________ _________________________ _________________________ ____________

El presente documento es una lista de conocimientos, habilidades y destrezas que representa el estándar de las competencias que debe adquirir un trabajador. Los niveles de competencia competencia se clasifican de acuerdo al porcentaje de las competencias alcanzadas (según CETEMIN) .

CRITERIOS DE CALIFICACIÓN: excelente

sobresaliente

bueno

malo

deficiente

90 - 100%

80 - 89%

70 - 79%

50 - 69%

0 - 49%

NOTA: A. Si es necesario, el evaluador puede hacer preguntas preguntas durante durante la evaluación para para aclarar cualquier detalle en relación a los criterios de competencia. B. El evaluador debe explicar la metodología antes del examen, y recordarles que las acciones o explicaciones deben ser precisas.

Puntaje Final Total

VALORES Y ACTITUDES: Responsabilidad, Respeto, Perseverancia y Proacvidad.

Saber, Saber hacer, Saber ser

Evaluación por competencia

1.

Conceptos de reglamento de seguridad y salud ocupacional en minería. excelente

sobresaliente

bueno

malo

deficiente

» Describir conceptos del SSO y aplicar herramientas de gesón de la seguridad

» Denir las causas de los accidentes » Denir herramientas de gesón

Observaciones: .....................................................................................................................................

Puntaje

...............................................................................................................................................................

2.

Clasifcaciones geomecánicas excelente

sobresaliente

bueno

malo

deficiente

» Describir la caracterización geomecánica. » Explicar las principales disconnuidades. » Describir el índice GSI. » Describir el índice RMR.

Observaciones: .....................................................................................................................................

Puntaje

...............................................................................................................................................................

3.

Perforación con equipo manual excelente

sobresaliente

bueno

malo

deficiente

» Partes principales de una máquina perforadora » Perforación con marllo en cabeza » Procedimiento de perforación Manual » Explicar las mallas de perforación en minería subterránea

Observaciones: .....................................................................................................................................

Puntaje

...............................................................................................................................................................

4. Idenfcar y describir los accesorios de voladura y los explosivos excelente

sobresaliente

bueno

malo

deficiente

» Describir caracteríscas principales de los Explosivos. » Describir clasicación de los explosivos. » Describir las caracteríscas de cada uno de los accesorios de voladura

» Describir fulminante no Eléctrico con retardo y sus caracteríscas

Observaciones: ..................................................................................................................................... ...............................................................................................................................................................

Puntaje

Evaluación por competencia

5.

Sostenimiento en minería subterránea excelente

sobresaliente

bueno

malo

deficiente

» Describir el sostenimiento acvo. » Describir el sostenimiento Pasivo. » Describir las otras técnicas de sostenimiento que no sean pasivos ni acvos.

» Describir el procedimiento de Sostenimiento de rocas en minería subterránea.

Observaciones: ..................................................................................................................................... ...............................................................................................................................................................

Puntaje

TABLA DE

CONTENIDOS

I.

CONCEPTOS BÁSICOS DE SEGURIDAD Y SALUD OCUP OCUPACIONAL ACIONAL ..................

5

II.

PRINCIPALES PRINCIP ALES HERRAMIENT HERRAMIENTAS AS DE GESTIÓN DE LA SEGURIDAD .................. 14

III.

IMPORTANCIA IMPORT ANCIA DE LA GEOMECANICA ......................................................... 25

IV.. IV

CONDICIONES DE LA MASA ROCOSA .......................................................... 31

V.

CLASIFICACIONES GEOMECÁNICAS ............................................................ 37

VI. PERFORACIÓN EN EQUIPO MANUAL .......................................................... 58 VII. PERFORACIÓN CON EQUIPO MECANIZADO ............................................... 72 VIII. MALLA DE PERFORACIÓN Y CÁLCULO DE FACT FACTOR OR DE CARGA .................... 75 IX.

PATRONES DE PERFORACIÓN ...................................................................... 94

X.

ACCESORIOS DE VOLADURA ....................................................................... 99

XI.

SEGURIDAD DURANTE EL USO DE LOS EXPLOSIVOS ................................... 117

XII. EVALU EVALUACIÓN ACIÓN DE UNA VOLADURA SUBTERRANEA ...................................... 120 XIII. SOSTENIMIENTO .......................................................................................... 122

CAPÍTULO

I

CONCEPTOS BÁSICOS DE SEGURIDAD Y SALUD OCUPACIONAL

1 DEFINICIONES IMPORTANTES

1.1 PELIGRO Es todo aquello que ene potencial de causar daño a las personas, equipos, procesos y ambientes. Clasicación: Peligros visibles. Peligros ocultos Peligros en Desarrollo.

• • •

1.2 RIESGO Es la probabilidad de que el daño, de un peligro en parcular, ocurra. Es la exposición al peligro. Se puede decir que es la posibilidad o probabilidad de que haya pérdida.

1.2.1 Riesgos Mecánicos: Las formas elementales del riesgo mecánico son: Aplastamiento, cizallamiento, corte, enganche, alzapamiento o arrastre, impecto, perforación o punzonamiento, fricción o abrasión, proyección de sólidos o uidos. También podemos denir EL RIESGO COMO: La probabilidad que un peligro (causa inminente de pérdida), existente en una acvidad determinada durante un periodo denido, ocasione un incidente con consecuencias facbles de ser esmadas. También lo podemos entender cómo, el potencial de pérdidas que existe asociado a una operación producva, cuando cambian en forma no planeada las condiciones denidas como estándares para garanzar el funcionamiento de un proceso o del sistema producvo en su conjunto. Los riesgos en general, se pueden clasicar en riesgo puro y riesgo especulavo. El riesgo especulavo es aquel riesgo en la cual existe la posibilidad de ganar o perder, como por ejemplo las apues tas o los juegos de azar. En cambio el riesgo puro es el que se da en la empresa y existe la posibilidad de perder o no perder pero jamás ganar. El riesgo puro en la empresa a su vez se clasica en: Riesgo inherente. Riesgo incorporado.

• •

1.2.2 El riesgo inherente: Es aquel riesgo que por su naturaleza no se puede separar de la situación donde existe. Es propio del trabajo a realizar. Es el riesgo propio de cada empresa de acuerdo a su acvidad, por ejemplo los mostrados en la siguiente tabla.

TIPOS DE EMPRESA

PRINCIPALES RIESGOS INHERENTES

TRANSPORTE.

Choques, Colisiones, Volcaduras.

METALMECÁNICA

Quemaduras, Golpes.

CONSTRUCCIÓN

Caída de disnto nivel, Golpes, Atrapamiento.

MINERÍA

Derrumbes, caída de roca, explosiones, caída, atrapamiento. Choque, colisiones, lumbago, caídas.

SERVICIOS

Saber, Saber Hacer, Saber Ser

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Manual del Estudiante

Los riesgos inherentes en una empresa se deben controlar y/o eliminar los que sean posibles, ya que como estos están en directa relación con la acvidad de la empresa si estos no lo asumen no puede exisr. Los riesgos incorporados se deben eliminar de inmediato. Cuando un ri esgo se sale de nuestro control producen accidentes que provocan muertes, lesiones inca pacitantes, daños a los equipos, materiales y/o medio ambiente. Todo esto resulta como perdida para la empresa, ya ocurrido un accidente la empresa debe:

1.

Contratar un nuevo trabajador y prepararlo para esa acvidad.

2. Redistribuir los trabajadores en el área. 3. Pérdidas de empo 4. Comprar o reparar la maquinaria y/o equipos 5.

Pérdida de empo de los trabajadores involucrados en el accidente

El riesgo incorporado es aquel riesgo que no es propio de la acvidad, sino que producto de conductas poco res ponsables de un trabajador (ACTOS SUBESTANDARES), el que asume otros riesgos con objeto de conseguir algo que cree que es bueno para el y/o para la empresa, como por ejemplo ganar empo, terminar antes el trabajo para destacar, demostrar a sus compañeros que es mejor, etc. Los siguientes son ejemplos de riesgos incorporados:

1.

Clavar con un alicate o llave y no con un marllo.

2. Subir a un andamio sin amarrarse 3. Sacar la protección a un esmeril angular o amoladora. 4. Levantar sin doblar las rodillas. 5.

Levantar o transportar sobrepeso

6. Transitar a exceso de velocidad 7.

No reparar una falla mecánica de inmediato

8. Trabajar en una máquina sin protección en las partes móviles

1.3 ACCIDENTE Es un evento no deseado que resulta en daño o en lesión a las personas, los equipos, los procesos o el ambiente.

1.3.1 Accidente de Trabajo Incidente o suceso repenno que sobreviene por causa o con ocasión del trabajo, aún fuera del lugar y horas en que aquél se realiza, bajo órdenes del empleador, y que produzca en el trabajador un daño, una lesión, una perturbación funcional, una invalidez o la muerte

•

Accidente Leve Suceso resultante en lesión(es) que, luego de la evaluación médica correspondiente, puede(n) generar en el accidentado un descanso breve con retorno máximo al día siguiente a sus la bores habituales

•

Accidente Incapacitante Suceso resultante en lesión(es) que, luego de la evaluación médica correspondiente, da lugar a descanso mé dico y tratamiento, a parr del día siguiente de sucedido el accidente. El día de la ocurrencia de la lesión no se tomará en cuenta para nes de información estadísca

•

Accidente Mortal Suceso resultante en lesión(es) que produce la muerte del trabajador, al margen del empo transcurrido entre la fecha del accidente y la de la muerte. Para efecto de la estadísca se debe considerarla fecha del deceso

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Pasantas - Ingeniería de Minas

1.4 INCIDENTE: Se llama así a todo suceso, que bajo circunstancias ligeramente diferentes, resulta en lesión o daño no inten cional. En el sendo más amplio incidente involucra también los accidentes.

1.5 CUASI-ACCIDENTE: Es un evento no deseado que podría haber resultado en lesiones o en daños a las personas, los equipos, los pro cesos, o al medio ambiente. Cuasi-accidente con alto potencial.

1.6 PÉRDIDA: Es el gasto/desperdicio de recursos que puede ser evitado y se evalúa en relación al daño ocasionado (daños al personal, equipos, propiedad, proceso y/o medio ambiente). Las pérdida se pueden clasicar en menores, serias ó catastrócas.

2 CAUSA DE LOS ACCIDENTES Todo incidente es evitable. Se sabe que detrás de cada incidente hay una o varias causas que lo originan. Eliminando estas causas los eventos ya no se producen, por lo tanto ya no habría accidentes. Cuando se realiza un análisis de la ocurrencia de los incidentes/accidentes, tenemos que analizar los controles para que no ocurran estos y la manera más sencilla de poder idencar la ocurrencia es a través del modelo de causalidad, que permite entender los principales hechos crícos, para el control de la mayoría de los accidentes. ¿Cuáles son las causas de un Incidente/accidente? (¿Por qué ocurren los accidentes?)

Los incidentes/accidentes ocurren por tres pos de causas: Falta de Control, Causas Básicas y Causas inmediatas.

MODELO DE LA CAUSALIDAD: Aplicado a las acvidades de Control a la Administración de Riesgo Las acvidades de control son:

• • • • •

Idencación del trabajo para el control. Establecimientos de estándares para hacer el trabajo. Medición y desempeño de los estándares. Evaluación del desempeño de los estándares. Corrección y reconocimiento del desempeño. Saber, Saber Hacer, Saber Ser

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MODELO DE CAUSALIDAD: Esta es la secuencia para que ocurra un accidente. FALTA DE CONTROL

Sistemas y Estándares inadecuados o Inexistentes

CAUSAS BÁSICAS

CAUSAS INMEDIATAS

- Factores peronales.

- Actos subestandar.

- Factores de trabajo.

- Condiciones subestandar.

A C C I D E N T E

P É R D I D A

I. FALTA DE CONTROL El control es una de las funciones esenciales de la administración: Planicar Organizar. Liderar/dirigir

• • • •

Controlar

El líder ecaz conoce el programa de control de pérdidas, y sus estándares de cumplimiento, por eso planica y organiza el trabajo, dirige al personal, mide el cumplimiento propio y de los demás, evalúa resultados y necesidades, reconoce y corrige construcvamente el desempeño para poder cumplir con los estándares, esto es control. Es cuando no existe o son decientes: Los Planes de Gesón, los estándares operacionales y el desempeño direcvo y operavo. Estos generan las causas básicas.

II. CAUSAS BÁSICAS Es aquella que contribuye a que las personas cometan errores o que existan condiciones sicas que originen acci dentes. Son las enfermedades o las causas reales detrás de los síntomas, las razones son los actos y condiciones subes tándares ocurridos, los factores que cuando se idencan, permiten un control administravo más signicavo. A menudo éstas son referidas como la causa raíz, causas reales o causas subyacentes. Es úl pensar en dos categorías de causas básicas: Factores Personales y Factores de trabajo.

FACTORES PERSONALES Están relacionados con la falta de habilidades, conocimientos, la condición sico - mental y psicológica de la persona. 1. Capacidad sica o psicológica Inadecuadas. a. Altura, peso, talla, tamaño, alcance, etc. Inadecuados. b. Rango restringido para el movimiento del cuerpo. c. Habilidad limitada de sostener posiciones del cuerpo. d. Sensibilidad a las sustancias o alergias. e. Sensibilidad a sensaciones extremas (temperatura, ruido, etc.) f. Deciencias de visión. g. Deciencia de audición. h. Otra deciencia sensorial (Tacto, gusto, olfato, equilibrio). i. Incapacidad respiratoria. j. Otras invalideces sicas permanentes. k. Invalideces temporales. 2. Capacidad mental o psicológicas Inadecuadas. a. Miedos y fobias b. Perturbación emocional

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c. d. e. f. g.

Enfermedad mental Nivel de inteligencia. Incapacidad para comprender. Juicio pobre. Coordinación pobre/empo de reacción lenta/Aptud Mecánica baja/Aptud de aprendizaje baja/falta de memoria.

3. Tensión sica o siológica. a. Lesión o enfermedad. b. Faga por carga de trabajo o duración del mismo. c. Faga debido a falta de descanso. d. Faga a sobrecarga sensorial. e. Exposición a riesgos de salud f. Exposición a temperaturas extremas g. Deciencia de oxígeno. h. Variación de la presión atmosférica i. Limitación de movimiento j. Insuciencia de azúcar en la sangre. k. Drogas. 4. Tensión Mental o Psicológica a. Carga excesiva emocional. b. Faga debido a carga de la tarea mental o velocidad. c. Exigencias extremas de juicios/decisiones. d. Runa, monotonía, exigencias de vigilancia eventual. e. Demanda extrema de concentración/percepción. f. Acvidades “sin sendo” o “degradantes” g. Instrucciones confusas. h. Exigencias conicvas i. Preocupación por problemas. j. Frustración. k. Enfermedad mental. 5. Falta de conocimiento. a. Falta de experiencia. b. Orientación inadecuada. c. Entrenamiento inicial inadecuado d. Entrenamiento de actualización inadecuado. e. Direcciones mal entendidas 6. Falta de Habilidad. a. Instrucción inicial inadecuada. b. Prácca inadecuada. c. Actuación poco frecuente. d. Falta de entrenamiento y guía. 7. Movación Inapropiada. a. La actuación inapropiada es premiada. b. La actuación apropiada es casgada. c. Falta de incenvos. d. Frustración excesiva. e. Agresión inapropiada. f. Intento inapropiado para ahorrar empo o esfuerzo. g. Intento inapropiada para evitar la incomodidad. h. Intento inapropiado para ganar la atención. i. Presión del compañero inapropiado. Saber, Saber Hacer, Saber Ser

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j. k. l. m.

Ejemplo inadecuado por parte de la supervisión. Retroalimentación inadecuada sobre el desempeño. Refuerzo inadecuado de la conducta apropiada. Incenvos inadecuados a la producción.

Factores de trabajo Se reere a defectos en el diseño, errores y demora logísca, adquisiciones inadecuadas, uso de equipos, herra mientas y materiales inapropiados y mala elección de los métodos de ejecución de los métodos de explotación. Están relacionados con el ambiente de trabajo. 1. Liderazgo y/o supervisión Inadecuada. a. Relaciones funcionales poco claras o conicvas. b. Asignación de responsabilidades poco claras y conicvas. c. Delegación inadecuada o insuciente. d. Suministro de polícas, procedimientos, práccas o guía inadecuada. e. Suministrar objevos, metas o estándares en conictos f. Planicación o programación del trabajo inadecuado. g. Instrucciones, orientación y/o entrenamiento inadecuado. h. Suministro inadecuado de documentos en referencia, direcvas y publicaciones guía. i. Idencación y evaluación de las exposiciones a pérdidas inadecuadas. j. Falta de conocimiento del trabajo supervisorio/gerencial. k. Adaptación inadecuada de las calicaciones individuales y registros del trabajo/tarea l. Evaluación y medición inadecuada del desempeño. m. Retroalimentación inadecuada sobre el desempeño. 2. Ingeniería Inadecuada. a. Valoración inadecuada de la exposición a pérdidas. b. Consideración inadecuada de los factores humanos/ergonómicos c. Estándares, especicaciones y/o criterios de diseños inadecuados. d. Supervisión inadecuada de la construcción e. Evaluación inadecuada de la disponibilidad operava. f. Supervisión inadecuada de las operaciones iniciales. g. Evaluación de las modicaciones inadecuadas 3. Compras Inadecuadas. a. Solicitudes de ofertas con especicaciones inadecuadas. b. Invesgación inadecuada de los factores humanos/ergonómicos. c. Especicaciones inadecuadas entregadas a los vendedores. d. Ruta o medio de embarque inadecuados. e. Inspección de recepción y aceptación inadecuados. f. Comunicación inadecuada de la información exigida sobre seguridad y s alud. g. Manejo inadecuados de materiales. h. Almacenamiento de materiales. i. Transporte inadecuado de materiales. j. Idencación inadecuada de productos peligrosos. k. Recuperación y/o eliminación de desechos inadecuados. 4. Mantenimiento inadecuado. a. Prevención inadecuada. ..... Evaluación de necesidades ….. Servicio y lubricación. ….. Ajuste/montaje. ….. Limpieza o pulitura. b. Reparación inadecuada.

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….. Comunicación de las necesidades ….. Programación del trabajo. ….. Examen de las unidades. ….. Sustución de componentes. 5. Herramientas y equipo inadecuados a. Evaluación inadecuada de necesidades y riesgo. b. Valoración inadecuada de factores humanos/ergonómicos c. Estándares y especicaciones inadecuadas. d. Disponibilidad inadecuada. e. Ajuste/reparación/mantenimiento inadecuado. f. Recuperación y de daños inadecuados. g. Remoción y reemplazo inadecuado de arculos inadecuados. 6. Estándares de trabajo inadecuados. a. Desarrollo inadecuado de estándares. ….. Inventario y evaluación de necesidades y exposiciones. ….. Coordinación con el diseño del proceso. ….. Involucramiento de los empleados. ….. Estándares/procedimientos/reglas inconsistentes. b. Comunicación inadecuada de estándares. ….. Publicación. ….. Distribución. ….. Traducción. ….. Traducción a los idiomas adecuados. ….. Refuerzo con carteles, códigos de colores y ayudas al trabajo. c. Mantenimiento inadecuado de estándares. ….. Seguimiento al ujo de trabajo. ….. Actualización. ….. Supervisión del uso de estándares/procedimientos/reglas. 7. Desgaste. a. b. c. d. e. f. g.

Planicación inadecuada de la vida úl. Extensión inadecuada de la vida úl. Inspección y/o supervisión inadecuada. Carga de trabajo o exigencias de uso inadecuadas. Mantenimientos inadecuados. Uso por personas inexpertas o sin habilidades. Uso para un propósito incorrecto.

8. Abuso o mal uso. I.

Perdonado por la supervisión. ….. Intencional. ….. No intencional. II. No perdonado por la supervisión. ….. Intencional. ….. No intencional.


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• • •

FACTORES PERSONALES Falta de conocimiento o capacidad Movación incorrecta Problemas sicos o mentales

• • • •

FACTORES DEL TRABAJO Norma inadecuadas de trabajo Diseño o mantenimiento inadecuado Normas inadecuadas de compra Uso anormal

III. CAUSAS INMEDIATAS Son aquellas que se presentan instantes antes de que ocurra el accidente. Son más fáciles de idencar y se origi nan por la existencia de las causas básicas, se dividen en actos y condiciones subestándares. Las causas inmediatas usualmente se identifican fácilmente a través de los sentidos. Son aquellas producidas por actos y/o condiciones subestándares, son fáciles de idencar originadas por la existencia de causa básicas. También es úl considerar dos categorías de causas inmediatas principales (las condiciones y práccas/actos). Condiciones Subestándares: Se dene así a las instalaciones incorrectas, áreas de trabajo inapropiadas, uso inco rrecto, áreas de trabajo inapropiadas, uso incorrecto de sustancias, materiales, equipos y/o energía.

• • • • • • • • • • • •

Protecciones o barreras inadecuadas. Equipos de protección inadecuadas. Herramientas, equipos o materiales defectuosos. Espacio limitado para desenvolverse. Sistemas de advertencia inadecuados. Riesgo de incendio y explosión. Orden y limpieza deciente. Exposición al ruido. Exposición a radiaciones. Exposiciones a temperaturas altas y bajas. Iluminación inadecuada. Condiciones medioambientales peligrosas; gases polvos humos, vapores.

Actos o práccas Subestándares: Es toda acción o prácca incorrecta ejecutada por el trabajador que causa o contribuye a la ocurrencia de un accidente.

• • • • • • • • • • • • • • • 12

Operar equipos sin autorización. No señalar o adverr. Falla en asegurar adecuadamente. Operar a una velocidad inadecuada. Hacer inoperantes los disposivos de seguridad. Usar equipos defectuosos. No usar adecuadamente los equipos de protección personal. Colocar la carga de manera incorrecta. Levantar objetos de manera incorrecta. Adoptar una postura incorrecta para realizar la tarea. Realizar mantenimiento a equipos en funcionamiento. Hacer bromas pesadas. Trabajar bajo la inuencia del alcohol y/u otras drogas. Usar el equipo de manera incorrecta. No seguir los procedimientos.



• • • • • • • • • • •

• •

Algunos actos y condiciones sub estándar Actos subestandares Condiciones subestandares No adverr o asegurar • Resguardos y protección inadecuados Operar a una velocidad inadecuada • Elementos, equipos y materiales Rerar los disposivos de seguridad defectuosos Operar sin autorización • Congesón Uso inadecuado de equipos • Sistema inadecuado para llamar la atención Uso de equipos defectuosos • Peligros de incendios o explosiones Instalación/coloca ción de carga en forma inadecuada • Orden y Limpieza subestandares Almacenar inapropiadamente • Condiciones atmosféricas peligrosas Levantamiento inadecuado gaces, polvos, humos, vapores Pssición inadecuada para la ejecución de la tarea • Ruido excesivo Mantenimiento al equipo mientras se encuentra en operación • Exposición a radiación Juegos, bromas. peleas • Iluminación y/o venlación inadecuada Bajo inuencia de alcohol u otras drogas

INCIDENTE/ACCIDENTE. Este es el evento que precede a la pérdida, el contacto puede causar daño o lesión a algo en el ambiente de trabajo o externo. Algunos pos más comunes de incidentes son:

• • • • • • • • • •

Golpeado contra (correr hacia o tropezar con) Golpeado (por un objeto en movimiento). Caída a un nivel inferior (o se cae el cuerpo o se cae el objeto y golpea el cuerpo). Caída a un mismo nivel (resbalarse, caerse, volcarse sobre). Atrapado en (oprimir y puntos de pellizco). Atrapado entre (aplastado o amputado). Contacto con (cualquier po de energía o sustancia dañina, incluyendo fuegos, explosiones, emisiones, etc.). Sobretensión/sobreesfuerzo/sobrecarga. Falla del equipo. Emisión al ambiente.

PÉRDIDA. La discusión previa de los efectos de las pérdidas sería suciente para convencernos de la necesidad de inverr en un sistema de administración de seguridad. Siempre debemos recordar que aun cuando los accidentes pueden resultar en lesiones personales, producen otros pos de pérdidas, y esto debe ser considerado por un sistema de administración moderna de la seguridad. Siempre debemos recordar que ¿Se deben de reportar los Incidentes? Si. ↔ Un Incidente no reportado hoy,……………….. ↔ Puede ser un accidente grave mañana. ¿Se deben de invesgar los Incidentes / accidentes? Si. Cuando ocurre un Incidente/ accidente, es por que existe un problema que dio origen a su ocurrencia. La invesgación de Incidentes / accidentes es una técnica que se u liza para determinar y controlar las causas que originaron el accidente, con la nalidad de que un accidente igual o similar NO vuelva a ocurrir.


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CAPÍTULO

II

PRINCIPALES HERRAMIENTAS DE GESTIÓN DE LA SEGURIDAD

1 INVESTIGACIÓN DE ACCIDENTES 1.1 CAUSAS Y CONSECUENCIAS DE LOS ACCIDENTES, OBJETIVOS DE LA INVESTIGACIÓN Aunque la empresa disponga y ulice un buen Sistema de Prevención, los incidentes y accidentes aparecen. Por este movo se debe invesgar y analizar lo ocurrido con el objevo de adoptar las medidas correctoras que eviten su repeción o la aparición de consecuencias más graves. El propósito de una invesgación no es buscar culpables, sino descubrir las causas reales que han producido el accidente, para corregirlas ya que de otra forma el resultado será que los accidentes y con mayor movo los incidentes, se oculten en lugar de ser invesgados. Es esencial tener claro lo que tratamos de prevenir o controlar, para entender la secuencia de sucesos que pueden llegar a producir una perdida. La importancia de la invesgación radica en que tanto los accidentes como los incidentes nos proporcionan in formación sobre los riesgos no detectados o no corregidos convenientemente, y que conocemos a través de sus consecuencias. Las medidas

Quien debe investigar El Seguro Complementario de Trabajo de Riesgo establece biamente un sistema de organización de la prevención en la empresa. Por ello parece conveniente que la invesgación, tanto de incidentes como de los accidentes, la lleve a cabo el técnico en prevención, apoyado en todo momento por los mandos direcvos de las personas o de las secciones donde han ocurrido los incidentes o accidentes. La nalidad de la invesgación es descubrir las causas que han producido unos y otros, la conclusión de la misma es disponer las medidas prevenvas o protectoras, personales o colecvas, a implantar para que estos riesgos queden eliminados y no vuelva, a ocurrir el accidente, o minimizar sus consecuencias en caso que el riesgo persista por movo de haber alcanzado el desarrollo técnico necesario para poder controlarlo. La propuesta, implementación y control de estas medidas son funciones de los técnicos de prevención de las empresas.

1.2 Etapas de investigación Una guía de las acciones a llegar durante una invesgación efecva puede ser esta: 1. Reunir la información: 2. Examinar el lugar de los hechos 3. Entrevistar a los tesgos:

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•

De forma individual y por separado

•

En el lugar de los hechos

•

Tranquilizar a la persona

•

Dejar que relate su versión de los hechos

•

Realizar las preguntas oportunas

•

Tomar notas de la información clave

•

Ulizar dibujos o fotos de los hechos



4. Buscar las causas: •

Para ello, seguir la consecuencia de la cadena causal

•

Idencar las perdidas

•

Determinar los contactos con energía o sustancia

•

Idencar los actos y condiciones inseguras

•

Averiguar cuáles fueron las causas básicas.

5. Adoptar o proponer medidas correctoras: •

Medidas que se pueden tomar en el momento para que no se vuelva a reper el accidente

•

Medidas denivas para resolver el problema.

6. Complementar el informe 7. Cursar el informe según el circuito de información establecido. 8. Analizar los informes 9. Seguir y controlar la puesta en prácca de medidas correctoras aprobadas.

2 INSPECCIONES Es un instrumento para descubrir los problemas y evaluar los riesgos antes de que ocurran los accidentes y otras pérdidas.

INSPECCIONES DE SEGURIDAD La inspección es uno de los mejores instrumentos disponibles para descubrir los problemas y evaluar sus riesgos antes que ocurran los accidentes y otras pérdidas. Un programa de inspecciones bien dirigido, puede llegar a cum plir metas como las siguientes: Idencar los problemas potenciales que no se previeron durante el diseño o análisis de tareas.

• • • • •

Idencar las deciencias de los equipos. Idencar acciones inapropiadas de los trabajadores. Idencar el efecto que producen los cambios en los procesos o los materiales. Idencar las deciencias de las acciones correcvas. Demostrar el compromiso asumido por la administración a través de una acvidad vis ible para la seguridad y la salud.

NECESIDADES DE INSPECCIÓN: En cualquier po de organización, las exposiciones a pérdidas se crean como resultado del trabajo diario. Los equipos y las instalaciones realmente se desgastan. En determinado momento, el uso y el desgaste aumentan dema siado el riesgo de accidentes. Las inspecciones son necesarias para detectar oportunamente dichas exposiciones. También proporcionan una retroalimentación que permite establecer si la adquisición de equipos y entrenamiento de los trabajadores son adecuados. También las condiciones cambian. La gente, los equipos, los materiales y el me dio ambiente están cambiando constantemente. Algunos cambios disminuyen los peligros anteriores y otros, crean nuevos peligros. Una importante filosofía administrativa dice que “todos los problemas son el resultado de los cambios”. Las inspecciones se centran en estos cambios y ayudan a idencar y resolver los problemas.

INSPECCIONES PLANIFICADAS La experiencia y el criterio personal han idencado claramente la necesidad de efectuar dos clases de inspeccio nes planeadas:


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1.

La Inspección General. Incluye caminar a través de una sección completa, mirando todo y cada caso que pueda causar daño potencialmente en la operación. La frecuencia de las inspecciones deberá dar un empo razonable al personal responsable para hacer el trabajo de reparación de los objetos o partes informados, aunque es suciente para mantener a los accidentes potenciales alejados en porcentaje signicavo.

2. Inspección de la Partes Crícas. El tener conciencia de las partes crícas de cualquier equipo, maquinaria, apa rato o facilidad, es una preocupación lógica de cualquier buen administrador/supervisor. El mantener todas las cosas funcionando a un nivel de eciencia deseado, es una de las responsabilidades básicas del supervisor que debería dejarse libradas al azar.

Evaluaciones de Orden y Limpieza Las evaluaciones de “orden y limpieza” son una parte vital de una efecva inspección planicada de carácter general. Esto incluye tanto limpieza como orden. La suciedad y el desorden son enemigos de la seguridad, calidad, producvidad y la efecvidad de costos. Las ins pecciones proporcionan excelentes oportunidades para buscar signos de desorden como algunos de los siguientes:

• • • • • • •

Acumulación peligrosa y descuidada de los materiales Elementos que se encuentran obsoletos y no necesarios Pasillos obstruidos Materiales amontonados Equipos dejados fuera de su lugar Materiales que acumulan polvo y óxido debido al desuso Derrame, ltraciones y materiales que crean peligros a la salud y a la seguridad.

El orden y limpieza signica que las cosas se encuentran dónde deben estar, para una máxima producvidad, calidad-seguridad y control de costos. Ello produce benecios como los siguientes:

• • • • • •

Elimina causa de lesiones accidentales e incendios Evita el desperdicio de energía Logra un mayor provecho del espacio Ayuda a controlar el daño a la propiedad y el derroche Esmula mejores hábitos de trabajo Reeja un lugar bien administrado

ETAPAS DE INSPECCIÓN A. Preparación: Una preparación adecuada incluye el énfasis de un enfoque posivo, en una planicación de pre-inspección de tal manera de controlar con los elementos y objevos de inspección: –

Comenzar con una actud posiva

–

Planique la inspección

–

Determine lo que va observar

–

Haga lista de vericaciones

–

Revise los enfoques de las inspecciones previas

B. Inspeccionar: Los siguientes son algunos puntos clave que ayudan a hacer más efecvas las inspecciones.

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–

Oriéntese por el recorrido y la lista de vericación

–

Acentúe lo posivo

–

Busque los aspectos que se encuentran fuera de la vista

–

Clasique los peligros a. Peligro Clase A.- Condición o prácca capaz de causar incapacidad permanente o la muerte y/o pér dida considerable de estructura, equipos o materiales. b. Peligro Clase B.- Condición o prácca capaz de causar lesión o enfermedad grave y/o daño a la pro piedad no de consideración. c.

– c.

Peligro Clase C.- Condición o prácca capaz de causar daños menores no incapacitantes y/o daño menor.

Determine las causas básicas.

Desarrolle Acciones Correcvas: Deben ser permanentes para mantener el control de pérdidas. Ellas varían en su costo, su efecvidad y en el método de control. Algunas reducen las probabilidades de ocurrencia, otras reducen la gravedad de la pérdida cuando ocurre el incidente. Se puede tomar una mejor decisión en relación a alguna acción propuesta si se observa sistemácamente ciertos factores crícos como:

1.

Gravedad potencial de la pérdida

2. La probabilidad de ocurrencia de la pérdida 3. El costo de control 4. El grado probable de control 5.

Alternavas de control

6. Juscación de la medida de control d. Adopte acciones de seguimiento: Las mejores ideas en cuanto a acciones correcvas enen poco valor sino se ponen en prácca, o si no funcio nan en la forma como se planicó, por tal razón se requiere de acciones de seguimiento, iniciava que debe ser asumida por la persona responsable de realizar las inspecciones. Este seguimiento debería incluir el llevar a cabo o entrar a comprobar lo siguiente: Garanzar que se hagan las recomendaciones apropiadas a personas o grupos para su trabajo de mantener sus áreas seguras y en orden.

1. Redactar la orden de trabajo o el memorando respecvo orientando la acción que se debe tomar. 2. Controlar la programación y el presupuesto referido a la gente y los materiales que se deben tomar. 3. Vericar que la acción se inicie de acuerdo a lo programado dirigiendo los inconvenientes a la autoridad respecva. 4. Evaluar las acciones en las etapas de desarrollo para garanzar que se sasfagan los propósitos y las es pecicaciones. 5. Comprobar lo adecuado de las acciones ya efectuadas. 6. Efectuar una revisión nal después que la medida se haya aplicado por algún empo, para vericar que se esté usando tal como se propuso. e. Sugerencias de preparación de informe: Los siguientes son los aspectos claves que se deben considerar para preparar buenos informes: 1. Escriba con claridad, y en forma resumida. 2. Deje un espacio después de cada ítem, para poder escribir el análisis de las causas básicas y las acciones correcvas que se tomen, bajo el aspecto deseado. Saber, Saber Hacer, Saber Ser

17


3. Escriba las felicitaciones en otra hoja separada y póngala al comienzo del informe, así se refuerza el desarrollo del programa. 4. Enumere sucesivamente cada aspecto del informe facilitando su separación e idencación. 5. Copie todos los aspectos pendientes del úlmo informe, al comienzo del informe nuevo. 6. Señale la clasicación del peligro codicándolas. 7. Simplique los informes de seguimiento. Inspecciones Inopinadas Este po de inspección se realiza con tanta naturalidad, que necesita muy poca explicación. Se trata simplemente de la preocupación determinada que demuestra la gente al realizar sus acvidades normales. Promovida y em pleada en la forma adecuada, puede ayudar a detectar muchos problemas potenciales, a medida que se producen los cambios y se efectúa el trabajo. Algunos supervisores esman más conveniente usar un registro de tamaño pequeño como el que se muestra en la Figura 2-1; un archivo que contenga este po de registros presenta varias ventajas: 1. Proporciona un mejor sistema para garanzar que los supervisores tomen las medidas necesarias. 2. Deja por escrito el interés de la compañía en la seguridad y esmula en los trabajadores la necesidad de re portar, manteniéndolos informados. 3. Manene informados a los ejecuvos superiores y al personal de seguridad, sobre los problemas y materias de las cuales hay que preocuparse. 4. Proporciona información para efectuar un análisis de las tendencias que se maniestan. 5. Sirve como horómetro de la conciencia sobre seguridad y moral del grupo de trabajadores.

Informe de inspección

A : ---------------------------------------- FECHA DE EMISIÓN: ---------------UBICACIÓN Y DESCRIPCIÓN DE LA CONDICION Y/O PRÁCTICA: ------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------CONDICION COMENTADA CON: ------------------------------------------------FIRMADA POR: ---------------------------------------------------------------------PERSONA QUE GENERA EL INFORME: ----------------------------------------ACCION CORRECTIVA: ----------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------CONDICION CORREGIDA: ----------------------- FECHA: ----------------------FIRMADA POR: ------------------------------------- V°B°: ------------------------COPIAS: 1)...............................2).............................3)...........................

3 PERMISO ESCRITO PARA TRABAJOS DE ALTO RIESGO (PETAR) Es un documento autorizado y rmado para cada turno por el ingeniero supervisor y superintendente o respon sable del área de trabajo y visado por el Gerente del Programa de Seguridad y Salud Ocupacional o, en ausencia de éste, por el Ingeniero de Seguridad, que permite efectuar trabajos en zonas o ubicaciones que son peligrosas y consideradas de alto riesgo.

18



ANEXO Nº 18 PERMISO ESCRITO PARA TRABAJO DE ALTO RIESGO (PETAR) Área

: .........................................................................

Lugar

: .........................................................................

Fecha

: .........................................................................

Hora inicio : .................................................................... Hora nal : ...................................................................... Número : ......................................................................... 1.- Descripción del trabajo ______________________________________________________________________________________ ______________________________________________________________________________________ ______________________________________________________________________________________ 2.- Responsables del trabajo OCUPACIÓN

NOMRES

FIRMA INCIO

FIRMA TÉRMINO

3.- Equipo de protección requerido Casco con carrillera

Arnés de seguridad

Respirador c/gases, polvo

Mameluco

Correa para lampara

protector visual

Guantes de jebe

Morral de lona

otros

Botas de jebe

protector de oidos

................................. .................................

4.- Herramientas, equipos y materiales ______________________________________________________________________________________ ______________________________________________________________________________________ ______________________________________________________________________________________ 5.- Procedimientos ______________________________________________________________________________________ ______________________________________________________________________________________ ______________________________________________________________________________________ 6.- Autorización y supervisión CARGO Supervisor del trabajo

NOMBRES

FIRMA

Jefe de área donde se realiza el trabajo


19


4 ESTANDAR DE TRABAJO El estándar es denido como los modelos, pautas y patrones que conenen los parámetros y los requisitos míni mos aceptables de medida, cantidad, calidad, valor, peso y extensión establecidos por estudios experi mentales, invesgación, legislación vigente y/o resultado del avance tecnológico, con los cuales es posible comparar las acvidades de trabajo, desempeño y comportamiento industrial. Es un parámetro que indica la forma correcta de hacer las cosas. El estándar sasface las siguientes preguntas: ¿Qué hacer?, ¿Quién lo hará?, ¿Cuándo se hará? y ¿Quién es el responsable de que el trabajo sea bien hecho?

ANEXO Nº 9 FORMATO PARA ELABORACIÓN DE ESTÁNDARES

LOGO EMPRESA

NOMBRE DEL ESTANDAR Versión:

Código: Fecha de Elaboración:

Página:

UNIDAD MINERA

1. OBJETIVO 2. ALCANCE 3. REFERENCIAS LEGALES Y OTRAS NORMAS 4. ESPECIFICACIONES DEL ESTÁNDAR 5. RESPONSABLES. 6. REGISTROS, CONTROLES Y DOCUMENTACIÓN 7. REVISIÓN.

PREPARADO POR

REVISADO POR:

REVISADO POR:

APROBADO POR:

SUPERVISOR DEL ÁREA

GERENTE DEL ÁREA

GERENTE DE SEGURIDAD Y SALUD OCUPACIONAL

GERENTE DE OPERACIONES

FECHA DE ELABORACIÓN:

FECHA DE APROBACIÓN:

20



5 IDENTIFICACIÓN DE PELIGROS, EVALUACIÓN Y CONTROL DE RIESGOS (IPERC) Arculo 95º: El tular minero deberá idencar permanentemente los peligros, evaluar y controlar los riesgos a través de la información brindada por todos los trabajadores en los aspectos que a connuación se indica, en:

a. Los problemas potenciales que no se previó durante el diseño o el análisis de tareas. b.

Las deciencias de los equipos y materiales.

c.

Las acciones inapropiadas de los trabajadores.

d. El efecto que producen los cambios en los procesos, materiales o equipos. e.

Las deciencias de las acciones correcvas.

f.

El lugar de trabajo, al inicio y durante la ejecución de la tarea que realizarán los trabajadores, la que será

g. racada o modicada por el supervisor con conocimiento del trabajador y, nalmente, dará visto bueno h. el ingeniero supervisor previa vericación de los riesgos idencados y otros. i.

El desarrollo y/o ejecución de Estándares y Procedimientos Escritos de Trabajo Seguro (PETS) de acuerdo ANEXO Nº 10.

j.

El Análisis de Trabajo Seguro (ATS) de acuerdo al ANEXO Nº 11, antes de la ejecución de la tarea.

k.

En tanto perdure la situación de peligro se mantendrá la supervisión permanente.

Arculo 96º: El tular minero, para controlar, corregir y eliminar los riesgos deberá seguir la siguiente secuencia:

• • • • • •

Eliminación Sustución Controles de ingeniería Señalizaciones, alertas y/o controles administravos Usar Equipos de Protección Personal (EPP), adecuado para el po de acvidad que se desarrolla en dichas áreas..

Arculo 97º: El tular de acvidad minera debe elaborar la línea base del IPERC, de acuerdo al ANEXO Nº 7 y 8 y sobre dicha base elaborará el mapa de riesgos, los cuales deben formar parte del Programa Anual de Seguridad y Salud Ocu pacional. La línea base del IPERC será actualizado anualmente y cuando: a. Se realicen cambios en los procesos, equipos, materiales, insumos, herramientas y ambientes de trabajo que afecten la seguridad y salud ocupacional de los trabajadores. b. Ocurran incidentes peligrosos. c.

Se dicte cambios en la legislación.

Arculo 98º: El tular minero, con parcipación de los trabajadores, elaborará, actualizará e implementará los estándares y PETS de las tareas mineras que ejecuten, teniendo en cuenta el ANEXO Nº 10, respecvamente; los pondrán en sus respecvos manuales y los distribuirán e instruirán a sus trabajadores para su uso obli gatorio, colocándolos en sus respecvas labores y áreas de trabajo. Saber, Saber Hacer, Saber Ser

21


Arculo 99º: Para lograr que los trabajadores hayan entendido una orden de trabajo, se les explicará los estándares y PETS para la acvidad, asegurando su entendimiento y su puesta en prácca, vericándolo en la labor. Para realizar acvidades no runarias, no idencadas en el IPERC de Línea Base y que no cuente con un PETS se deberá implementar el Análisis de Trabajo Seguro (ATS) de acuerdo al formato del ANEXO N° 11. ANEXO 8 FORMATO DEL IPERC FORMATO DEL IPERC CONTÍNUO

LOGO DE LA EMPRESA

Código

:

Versión : Fecha : Página 1 de 1 :

MATRIZ DE EVALUACIÓN DE RIESGO

SEVERIDAD

NIVEL DE RIESGO

PLAZO DE CORRECIÓN

Catastrófico

1

1

2

4

7

11

Fatalidad

2

3

5

8

12

16

ALTO

Riesgo intolerable, requiere controles inmediatos. Si no se puede controlar PELIGRO se parali za los trabajos operacionales en la labor.

0-24 Horas

Permanente

3

6

9

13

17

20

MEDIO

Iniciar medidas para eliminar/reducir el riesgo. Evalua r si l a acción se puede ejecutar de forma inmediata

0-72 Horas

Temporal

4

10

14

18

21

23

BAJO

Este riesgo puede ser tolerado.

Menor

5

15

19

22

24

25

A

B

C

D

Común

Ha sucedido

Podría Suceder

DESCRIPCIÓN

1 Mes

E

Raro que suceda

Praccamente imposible que suceda

FRECUENCIA DATOS DE LOS TRABAJADORES HORA NIVEL/AREA

NOMBRES

FIRMA

IPER CONTÍNUO DESCRIPCIÓN DEL PELIGRO

RIESGO

DESPRENDIMIENTO DE ROCAS

DAÑO A LA PERSONA O EQUIPOS

DERRAME DE ACEITE

DAÑO A LA PERSONA

TRABAJO EN ALTURA

CAIDA DE PERSONAS O EQUIPOS

MANIPULACIÓN DE MATERIALES PELIGROSOS OPERACIÓN DE VEHÍCULOS RUÍDO

EVALUACIÓN DEL IPER

A

M

B

MEDIDAS DE CONTRO A IMPLEMENTAR

EVALUACIÓN DEL RIESGO RESIDUAL

A

M

B

DAÑO A PERSONAS Y AMBIENTE DE TRABAJO DAÑO A LAS PERSONAS Y EQUIPOS DAÑO A LAS PERSONAS

VENTILACIÓN EN LA Z0NA DE TRABAJO

DAÑO A LAS PERSONAS Y EQUIPOS

CAMBIO DE LLANTAS

DAÑO A LA PERSONA Y EQUIPO

…….OTROS…

SECUENCIA PARA CONTROLAR EL PELIGRO Y REDUCIR EL RIESGO 1 2 ….. DATOS DE LOS SUPERVISORES HORA NOMBRE DEL SUPERVISOR

MEDIDA CORRECTIVA

NOTA: Eliminar peligro es tarea prioritaria antes de iniciar las operaciones diarias

22


FIRMA


CRITERIOS SEVERIDAD

Catastróco

Fatalidad (Pérdida mayor) Pérdida permanente

Pérdida temporal Pérdida menor

LESIÓN PERSONAL Varias fatalidades. Varias personas con lesiones permanentes

Una fatalidad. Estado vegetal

DAÑO A LA PROPIEDAD Pérdidas por un monto superior a US$ 100,000 Pérdidas por un monto entre US$ 10,000 y US$ 100,000 Pérdidas por un monto entre US$ 5,000 y US$ 10,000 Pérdida por un monto entre US$ 1.000 y US$ 5.000

Lesiones que incapacitan a la personas para su acvidad normal de por vida. Enfermedades ocupacionales avanzadas. Lesiones que incapacitan a la persona temporalmente. lesiones por posición ergonómica. Lesión que no incapacita Pérdida menor a la personas. lesiones a US$ 1.000 leves.

DAÑO AL PROCESO Paralización de proceso de más de 1 mes o parañización denidad. Paralización del proceso de más de 1 semana y menos de 1 mes Paralización del proceso de más de 1 dia hasta 1 semana

Paralización de 1 dia

Paralización menor de 1 dia

CRITERIOS PROBABILIDAD DE FRECUENCIA Sucede con demasiada Común ( muy probable) frecuencia PROBABILIDAD

FRECUENCIA DE EXPOSICIÓN

Muchas (6 o más) personas expuestas. Varias veces al dia. Moderado (3 a 5 ) personas Ha sucedido (probable) Sucede con fecuencia expuestas varias veces al dia Pocas (1 a 2) personas expuestas Podria suceder (posible) Sucede ocasionalmente varias vees al di a Muchas personasexpuestasocasionalmente Raro que sucede (poco Rara vez ocurre. No es muy probable moderado (3 a 5 ) personas expuestas probable) que ocurra ocasionalmente Práccamente imposible Muy rara vez ocurre Pocas (1 a 2) personas expuestas ocasionalque suceda imposible que ocurra mente.

6 SISTEMA DE SEGURIDAD DE LOS 5 PUNTOS “Los objevos del sistema son Controlar y/o Eliminar las tres fuentes de accidentes, ellas son: Condiciones subes tándares del lugar de trabajo, Actudes de los trabajadores y Métodos subestándares de trabajo. Es un sistema que se emplea para mejorar e incrementar la conciencia de seguridad de los trabajadores. El paso más importante del sistema es la interacción o discusión entre el trabajador y el supervisor. La carlla de los 5 puntos es una herramienta que se emplea para facilitar la discusión. Los 5 Puntos son:


23


1. 2. 3. 4. 5.

Inspeccionar la entrada y camino hacia el lugar de trabajo. ¿Están en buenas condiciones el lugar de trabajo y el equipo? ¿Están los trabajadores trabajando de manera adecuada? Hacer un Acto de seguridad. ¿Pueden los trabajadores trabajar y connuarán trabajando en forma segura?

1. Inspeccionar la entrada y camino hacia el lugar de trabajo. • Los trabajadores inspeccionan la entrada y el camino. • Se hace una revisión para buscar condiciones subestándares. • Los trabajadores hacen las correcciones inmediatamente. • El supervisor también revisa la entrada y el camino. • El supervisor conrma que las condiciones se corrijan. 2. ¿Están en buenas condiciones el lugar de trabajo y el equipo? • Los trabajadores inspeccionan el lugar de trabajo. • Se hace una revisión buscando condiciones subestándares. • Se hace una revisión del equipo. • Los trabajadores hacen las correcciones inmediatamente. • El supervisor al llegar al lugar de trabajo también inspecciona. • El supervisor conrma las correcciones. 3. ¿Están los trabajadores trabajando de manera adecuada? • Los trabajadores revisan los procedimientos y práccas. • Los trabajadores revisan el nivel de riesgo que se está expuesto. • Los trabajadores revisan si enen las herramientas y equipo adecuado. • Los trabajadores hacen las correcciones inmediatamente. • El supervisor también revisa que los trabajadores estén trabajando adecuadamente. (Observación de la tarea). • El supervisor conrma las correcciones. 4. Hacer un Acto de seguridad. • Esto lo lleva a cabo tanto el trabajador así como el supervisor. • Los trabajadores y el supervisor comentan un tema de seguridad. • Promueve los hábitos de trabajo seguros. • Ayuda a elevar la conciencia de seguridad. • Es un componente clave del sistema de seguridad de los 5 puntos. 5. ¿Pueden los trabajadores trabajar y connuarán trabajando en forma segura? • Los trabajadores deben preguntarse a sí mismos. • Considerar la movación, habilidad y conocimiento. • Considerar el conocimiento de las instrucciones de trabajo. (existencia de procedimientos) • Considerar las herramientas, equipo, práccas y condiciones. • El supervisor debe hacer la úlma evaluación. • Hacer compromisos.

24


CAPÍTULO

III

IMPORTANCIA DE LA GEOMECANICA

1 LA GEOMECANICA Es una ciencia teórica y aplicada que trata sobre el comportamiento mecánico de la roca, y su respuesta a los es fuerzos aplicados en su entorno. Dependiendo de las caracteríscas y condiciones, la roca puede variar de una mina a otra, así como también de área en área de una misma mina. Cuando el personal de mina sea capaz de conocer la roca, va a estar con mejor capacidad de idencar los peligros potenciales que podrían causar accidentes. Permirá tomar decisiones correctas: tamaño, empo de exposición, sostenimiento a ulizar y el momento adecuado.

2 CARACTERIZACION GEOMECANICA Es el proceso de designar la calidad del macizo rocoso basado en números y términos descripvos de los rasgos que se presentan en cada una de ellas. Es reportar las cualidades parculares, propias de cada macizo rocoso. Dependiendo de las caracteríscas y condiciones, la roca puede variar de una mina a otra, así como también de área en área de una misma mina. Cuando el personal de mina sea capaz de conocer la roca, va a estar con mejor capacidad de idencar los peligros potenciales que podrían causar accidentes. Permirá tomar decisiones correctas: tamaño, empo de exposición, sostenimiento a ulizar y el momento adecuado. La Geomecánica es importante porque nos conduce a: a. Promover y concienzar el criterio de “Trabajar en Condiciones Seguras” b. Difundir la aplicación y colocación correcta y oportuna de los diferentes pos de soporte ulizados en minería subterránea. c. Establecer los medios de comunicación más adecuados para el mejoramiento progresivo del uso de los soportes. d. Incluir en el planeamiento del minado, los diseños que estén basados en las condiciones geomecánica y los requerimientos del soporte para las diferentes alternavas de producción.

2.1 CALIDAD DEL MACIZO ROCOSO Se considera que un suelo o roca, blando o duro, según su resistencia a la compresión este en los siguientes rangos: blando menos de: Suelo duro entre: Roca blanda de: Roca intermedia de: Roca dura más de: El concreto corriente es de solo:

4 Kg/cm2 Suelo 4 - 19 Kg/cm2 10 a 375 Kg/cm2 375 a 700 Kg/cm2 700 Kg/cm2 210 Kg/cm2

Observación: 1MPa = 10.197 Kg/cm2. Las rocas blandas son aquellas que pueden fallar a t ravés de material intacto a los niveles de esfuerzos existentes que se pueden dar en el área de inuencia de una excavación sin que tenga sendo un valor numérico para denir la resistencia de dichas rocas, aún si se ene en cuenta que los macizos de roca más dura pueden fallar, y fallan en las excavaciones más profundas. El comportamiento de la roca en una galería puede ser dúcl, adecuado o frágil, según las profundidades de 100, 200, y 300 metros respecvamente.


25


3 ROCA INTACTA Es una porción o trozo de roca sin disconnuidades (fallas, fracturas), con poca o sin alteración, sin agua, etc.

4 MACIZO ROCOSO Es una masa de roca de volumen mayor, donde se pue de observar, las disconnuidades, (fallas, fracturas), puede observarse meteorización, agua, y presiones hi postácas.

5 LAS ROCAS DE ACUERDO A SU ORIGEN Y SE CLASIFICAN EN:

• • •

Rocas ígneas, son aquellas que han sido formadas por la consolidación del magma. Rocas sedimentarias, formadas por la deposición y licación de sedimentos. Rocas metamórcas, formadas por procesos de altas presiones y temperaturas.

5.1 PROPIEDADES DE LAS ROCAS Las rocas ígneas son muy resistentes, isotrópicas, rígidas, frágiles, densas y de textura entrabada, su inconveniente se da por la presencia de materiales alterables y diaclasamiento. Las rocas ígneas Plutónicas, enen minerales resistentes, entrabadas, se da fallamiento en Escalonado de minerales porque son diferentes. Las estructuras de las rocas plutónicas son:

26

• •

Batolitos: Son grandes cuerpos de rocas de mucha extensión. Mayor de 100Km2.

•

Lacolito: Estructura dómicas curveadas en el techo.

Stock: En geología, un stock (del inglés) es una intrusión discordante ígnea que ene una supercie expuesta de menos de 100 kilómetros cuadrados y que solo diere de un batolito en que es menor que éste. La mayoría de stocks son probablemente las cúpulas de batolitos ocultos.



s s a c a i n c á o l c R o V

) a l c a i n s i a c b l a o p i v b H u s (

VOLCÁN Derrame de lava Dique

s s a i a v c s o u R r t n i

Como satélite

Stock

Lacolito

Dique

Xenolito

Textura de las rocas igneas

C h i m e n e a

D i a t r o m a

Zona de contacto

Techo Batolito

Las rocas ígneas volcánicas muestran heterogeneidad de minerales, hay falla en Poros que afectan la roca, la poro sidad la da plascidad a la masa que si es de rocas masivas resulta Poco porosa. Las rocas sedimentarias enen resistencias media a baja son poco rígidas, dúcles, porosas y presentan textura cementada- laminada. En la rocas sedimentarias la resistencia depende del grado de cementación y de su Densidad, ella aumenta cuando los granos son nos, si hay disolución en la masa Hay Porosidad. Los planos de estracación son zonas de debilidad. Las rocas Metamórcas se caracterizan por una resistencia medio alta, su ortotropía, Tenacidad textura entrabada y baja porosidad, hay rigidez en el sendo Paralelo y Plascidad en el perpendicular. Las rocas metamórcas resultan eláscas por la cristalización de la masa son densas por el Empaquetamiento, si hay minerales laminadas hay debilidad. Si hay esquistosidad hay zonas de debilidad los gneis son como los granitos aunque El bandeamiento les da debilidad

6 DOMINIO ESTRUCTURAL Se dene así, a la porción de masa de roca que está limitada por disconnuidades, donde todo lo que hay dentro es casi homogéneo, es decir se puede notar la presencia de diferentes sistemas o familias de Disconnuidades que siguen una misma orientación. Cada uno de estos sistemas tendrán caracteríscas diferentes y el más persistente controlara la inestabilidad de la excavación subterránea.

7 LAS PRINCIPALES DISCONTINUIDADES GEOLOGICAS PRESENTES EN LA MASA ROCOSA 1.

Planos de estracación: Son estructuras en capas o estratos, mayormente horizontales.


27


2. Fallas es la rotura de la roca más desplazamiento.

a

b

6

3. Plegamientos Es el curvamiento de las rocas estracadas.

4. Zonas de corte Son zonas de Muchas Fracturas y Desplazamientos.

5.

28

Diaclasas son fracturas De las Rocas y forman Sistemas o familias.



6. Planos de foliación Son estructuras curvadas en las rocas Productos del metamorsmo. Se denomina foliación a la disposición en láminas que adquieren ciertas rocas cuando se ven s omedas a grandes esfuerzos. Este rasgo se da cuando se produce metamorsmo. Se disnguen varios pos de foliación dependiendo de la mineralogía de la roca madre y del grado de metamorsmo Foliaciones: Estructuras planares formadas por la alineación de minerales en planos preferenciales a través de la roca. Se producen a elevadas presiones y temperaturas.

7.

Contactos litológicos es una línea que divide o separa dos pos de rocas o Mineral.

1

1.

Estéril

2.

Contacto biológico

3.

Mineral

2

3

8. Venillas son estructuras delgadas, Rellenadas por diferentes pos de materiales.

Varillas


29


Existen otros rasgos geológicos importantes que deben ser tomados en cuenta, como:

A. DIQUES Son intrusiones de roca ígnea de forma tabular, que se presentan Generalmente empinadas o vercales.

En geología, un dique es una formación ígnea intrusiva de forma tabular. Un dique atraviesa capas o cuerpos rocosos preexistentes, lo que implica que un dique es siempre más reciente que la roca en la cual está contenido. Casi siempre presentan una gran inclinación o una inclinación próxima a la vercal, pero la deformación de origen tectónica puede provocar la rotación de los estratos atravesados por el di que de tal forma que este puede volverse horizontal. Las intrusiones conformadas casi horizontalmente a lo largo de estratos son llamadas sills.

B.- CHIMENEAS O CUELLOS VOLCÁNICOS, Son intrusiones que han dado origen a los conos volcánicos.

C. CUELLOS VOLCÁNICOS O NECKS Son masa cilíndricas de rocas ígneas de posición vercal que ocupan el conducto a través del cual el magma uyó para formar un volcán. Una vez que ha concluido el proceso volcánico, la masa fundida que aún queda en el conducto se solidica lentamente y tan pronto como la erosión desgasta las rocas que lo cubren, queda expuesto aorando en supercie

30


CAPÍTULO

IV

CONDICIONES DE LA MASA ROCOSA

Roca intacta

Una discontinuidad

Dos discontinuidad

Muchas discontinuidad

Macizo rocoso Muestra la transición de la roca intacta hasta el macizo rocoso muy fracturado

1 CARACTERISTICAS DE LAS DISCONTINUIDADES 1.1 ORIENTACIÓN Es la posición de una disconnuidad en el espacio y comúnmente es descrito por su rumbo y buzamiento. Pero también se le dene por su dirección de buzamiento y buzamiento. Cuando un grupo de disconnuidades se pre sentan con similar orientación, se dice que éstas forman un “sistema” o una “familia” de disconnuidades.

Orientación desfavorable al avance

•

Rumbo Es el Angulo que forma una disconnuidad con respecto al norte. Se mide de 0 a 90 grados, con respecto al norte o al sur (brújula rumbera). Se mide de 0 a 360 grados iniciando del norte en sendo destral (brújula azimutal).

• •

Buzamiento. Es el Ángulo que forma el plano horizontal con el plano de la disconnuidad es de 0 a 90 grados.

•

Sistemas o Familias. Es un grupo de disconnuidades que enen similar dirección y buzamiento.

Dirección de buzamiento. Es la línea de máxima pendiente en el plano de una disconnuidad, el rumbo y la dirección de buzamiento forman un ángulo de 90 grados.


31


1.2.- ESPACIAMIENTO es la distancia perpendicular que existe entre dos disconnuidades de un mismo sistema de Fracturamiento.

1.3. PERSISTENCIA Es la permanencia de la disconnuidad a través del medio rocoso. Viene a ser cuán grande es la longitud de la disconnuidad, este es uno de los parámetros más importantes, ya que controla la inestabilidad de la excavación. Es la longitud de la traza de una disconnuidad en un aoramiento, cuando hay persistencia se garanza el ujo de agua a través de la masa.

Persistencia

n t o i a m i e E s p a c

Espaciamiento

Resistencia

2.4.- RUGOSIDAD es el grado de aspereza que presenta las caras de la disconnuidad, es un parámetro importante, por que mide el grado de resistencia entre los bloques. Una alta rugosidad aumenta la resistencia a la fricción.

Ligeramente rugoso Rugoso

32



RESISTENCIA DE LAS PAREDES Considerándose la resistencia de la roca a romperse o indentarse con golpes de picota, la guía prácca de clasi cación de roca es la siguiente:

•

Resistencia muy alta

Solo se aslla con varios golpes de picota …………………………………..………………………….………..………........……. > 250 Mpa •

Resistencia alta

Se rompe con más de tres golpes de picota …………………………..…………………………..…………….………...….. 100 – 250 Mpa •

Resistencia media

Se rompe con 1 a 3 golpes de picota ………………………………………..…………………………..…………………...…….. 50 – 100 Mpa •

Resistencia baja

Se indenta supercialmente con la punta de la picota ………………………………..………………………….…......….. 25 – 50 Mpa •

Resistencia muy baja

Se indenta profundamente con la punta de la picota ……………..………………………..…………………………......……… <25 Mpa

1.5.- APERTURA es la separación entre las paredes rocosas de una disconnuidad o el grado de abierto que ésta presenta. A menor apertura, las condiciones de la masa rocosa serán buenas y a mayor apertura, las condiciones serán malas.

Aper t ur a


33


1.6.- Relleno son los materiales que se encuentran dentro de disconnuidad. Cuando los materiales son suaves, la masa rocosa menos competente y cuando éstos son más duros, ésta es más competente.

1.7.- METEORIZACIÓN EN LA ESTABILIDAD DEL TERRENO. Entre los procesos geológicos que más inuyen en la resistencia de las rocas, y están presentes en todos los yaci mientos son, la meteorización y la alteración. La Meteorización o Intemperización. Consiste en la mo dicación que sufre la roca debido a agentes atmosfé ricos, El grado de meteorización depende de las condiciones morfológicas, climatológicas y composición mineralógica de la roca.

La meteorización se divide en:

•

Meteorización Física Es debido a las variaciones de las temperaturas, se originan nuevas fracturas y las existentes incrementan su apertura,

Meteorización Física: Lajamiento Formación de diaclasas paralelas o subparalelas a la supercie del terreno por alivio de carga al ser eliminados los materiales.

•

Meteorización Química, Se produce la descomposición de la roca y cambio de coloración de la roca.

Meteorización Física

34


Meteorización Química


•

Meteorización Biológica

se origina por la acvidad de los seres vivos, las plantas animales y el hombre. Alteración Hidrotermal de las rocas, se produce por la emisión de uidos o gases magmácos a elevadas temperaturas a través de las disconnuidades estos modican las rocas adyacentes por reemplazamiento o relleno, Las alteraciones más importantes son la silicicacion de las rocas. La propilizacion por sus minerales como la clorita en las paredes de las fracturas disminuye la resistencia de la roca. La serizacion y Argilización al originar minerales arcillosos con textura jabonosa, son desfavorables para la estabilidad y resistencia de la roca peor si existe la presencia de agua.

1.8.- FLUJO DE AGUA. El agua presente en la disconnuidad que se encuentra libre o en movimiento se describe por el caudal y debe evaluarse si el agua Brota o no con presión.

Bloques

m 0 2

5 m 3

Calle

2 0 m

Estructura de primer orden

Modelo de macizo rocoso (escala 4)

Caida de rocas Saber, Saber Hacer, Saber Ser

35


Macizo rocoso A escala “0” -1 (10 m3 < vol < 100 m3

Probeta de roca intacta

Aumenta el efecto de escala

Macizo rocoso A escala “1” (100 m3 < vol < 101 m3

Macizo rocoso A escala “2” 1 (10 m3 < vol < 102 m3

Espaciamiento

Apertura

Rugosidad

Relleno Persistencia

36


CAPÍTULO

V

CLASIFICACIONES GEOMECÁNICAS

1 CLASIFICACION SEGÚN (RQD). Fue descubierto por el geólogo norteamericano Deere, desarrolla que la calidad estructural de un Macizo Rocoso pueda ser esmada a parr de la información obtenida dé la recuperación de trozos intactos de los sondajes dia mannos, sobre esta base propone el índice cuantavo RQD (Rock Quality Designaon).

∑ Longitud Total en trozos ≥ 10 cm R.Q.D (%) = -------------------------------------------------------------- x 100 Longitud Total del tesgo (cm) Al no disponer de sondajes diamannos, el RQD puede calcularse, deniendo un RQD supercial según la siguiente expresión: Dónde: Jv = N de Juntas por metro cubico

RQD (%) = 115-3.3 x Jv

Jv = Jx + Jy +Jz Para Jv < 5 → RQD = 100.

Basándose en rangos de valores de RQD, el medio rocoso es caracterizado según su calidad de acuerdo al siguiente cuadro:

25 cm

RQD (%)

Calidad de roca

100-90

Muy buena

90-75

Buena

75-50

Mediana

50-25

Mala

25-0

Muy mala

12 cm

14 cm

5cm

∑ Tesgo ≥ 10 cm R.Q.D = ---------------------------- x 100 % Longitud del taladro

9 cm

12 cm

25 cm

8 cm

25+12+14+12+25 R.Q.D = ---------------------------- x 100 % 110 = 80% Saber, Saber Hacer, Saber Ser

37


12

12

51

51

41

58

20

41

61

23

33

2 CLASIFICACION SEGÚN (RQD). El sistema G.S.I. Cumple con los siguientes atributos.

• • • • •

Son simples, fáciles de recordar y comprensibles

•

Este índice ha sido introducido como un equivalente del RMR para que sirva como un medio de incluir la información geológica en la aplicación del criterio de falla generalizada de Hoek - Brown, especialmente para rocas de mala a muy mala calidad (muy alterada y con elevado contenido de nos).

• •

38

Sus términos son claros y la terminología empleada es ampliamente aceptada. Incluyen propiedades signicavas de la masa rocosa. Los parámetros considerados son fácilmente medibles mediante ensayos simples, adecuados y económicos. Dependen de la ponderación individual que le asigne la persona encargada a cada uno de los parámetros considerados.

En la determinación del G.S.I. el primer paso a seguir es, denir en forma empírica la resistencia y deformabilidad de la masa rocosa, basándose en las condiciones estructurales (grado de Fracturamiento) y de supercie (alteración, forma de fracturas, relleno), según apreciaciones de campo. Para efectos netamente práccos, la aplicación del índice G.S.I. En la mina está basado en el uso de los siguientes parámetros Geomecánicos. –

CONDICION DE LAS DISCONTINUIDADES.

–

CONDICION DE RESISTENCIA DEL MACIZO ROCOSO EN EL CAMPO

–

CONDICION INFLUYENTES (HIDROGEOLOGICA).



2.1.- CONDICION DE LAS DISCONTINUIDADES. Esta condición de las disconnuidades está controlada por:

• •

Orientación y sistemas de las mismas Espaciamiento y persistencia.

Para esta condición se determina, tanto la candad de fallas en determinada longitud, como las Fracturas por metro lineal.

La clasicación según su estructura o disconnuidades varía de: 1.

Levemente fracturada. (LF) Tres a menos sistemas de disconnuidades muy espaciadas entre sí.

1 metro

(RQD 75 - 90) (2 a 6 fracturas por metro) (RQD = 115 - 3.3 x Jn). Jn = Índice según el número de familias de fracturas.

Masiva o levemente fracturada (2 a 6 fracturas/m)

2. Moderadamente fracturada. (F).Muy bien trabada, no disturbada, bloques cúbicos formados por tres sistemas de disconnuidades ortogonales.

1 metro

(RQD 50 - 75) (6 a 12 fracturas por metro) (RQD = 115 - 3.3 Jn.) Jn = Índice según el número de familias de fractu ras.

Moderadamente fracturada (6 a 12 fracturas/m)

3. Muy fracturada. (MF). Moderadamente trabada, parcialmente disturbada, bloques angulosos formados por cuatro o más sistemas de disconnuidades.

1 metro

(RQD 25 - 50) (12 a 20 fracturas por metro) (RQD = 115 - 3.3 Jn.) Jn = Índice según el número de familias de fractu ras.

Muy fracturada (12 a 20 Fracturas/m) Saber, Saber Hacer, Saber Ser

39


4. Intensamente fracturada. (IF). Plegamiento y fallamiento, con muchas disconnuidades interceptadas, formando bloques angulosos o irregulares.

(RQD 0 - 25) (Más de 20 fracturas por metro) (RQD = 115 - 3.3 Jn.) Jn = Índice según el número de familias de fractu ras.

1 metro

Intensamente fracturada (> 20 fracturas/m)

5.

Triturada o Brechada. (T).Ligeramente trabada, masa rocosa extremadamente rota, con una mezcla de frag mentos fácilmente disgregables, angulosos y redondeados.

(Sin RQD)

2.2.- CONDICION DE RESISTENCIA ESTA DADA POR. Grado de alteración de la roca, alteración y relleno de las disconnuidades, rugosidad y ondulación de las disconnuidades, y su abertura, para determinar se realizan ensayos en laboratorios, o golpes con la picota del geólogo. La clasicación según sus condiciones superciales o resistencia varía de:

40

•

Muy buena (MB). (Muy resistente, fresca). – Supercie de las disconnuidades muy rugosas e inalteradas, cerradas. – (Rc > 250 MPa) – (Se aslla con golpes de picota)

•

Buena (B) (Resistente, levemente alterada). – Disconnuidades rugosas, levemente alteradas, manchas de oxidación, ligeramente abierta. – (Rc 100 a 250 MPa) – (Se rompe con varios golpes de picota)

•

Regular (R) (Moderadamente resistente, leve a moderadamente alterada). – Disconnuidades lisas, moderadamente alteradas, ligeramente abiertas. – (Rc 50 a 100 MPa) – (Se rompe con uno o dos golpes de picota)

•

Pobre (P) (Blanda, muy alterada). – Supercie pulida o con estriaciones, muy alterada, relleno compacto o con fragmentos de roca. – (Rc 25 a 50 MPa) – (Se indenta supercialmente con un golpe de picota)

•

Muy pobre (MP) (Muy blanda, extremadamente alterada). – Supercie pulida y estriada, muy abierta, con relleno de arcillas blandas. – (Rc < 25 MPa) – (Se disgrega o indenta más de 5.0 mm. con un golpe de picota)



Su aplicación permite obtener una clasicación geológica muy simple como por ejemplo: fracturada, regular (F/R) o muy fracturada, muy pobre (MF/MP) y mediante la tabla de Ábacos del G.S.I. relacionar a esa descripción con los valores aproximados de los Índices RMR por ejemplo a una descripción MF/MP, el valor del Índice RMR sería equivalente a 30.

2.4. TABLA DE CLASIFICACIÓN (EJEM. MINA CASPALCA) En la elaboración de la tabla G.S.I. para denir las clasicaciones de los macizos rocosos y los sostenimientos a ser ulizados en la mina Casapalca se tomó en cuenta las siguientes condiciones:

• • •

Condiciones litológicas, determinándose insitu las caracteríscas sicas y eláscas de los diferentes macizos rocosos que constuyen la formación Casapalca en la cual se emplaza este yacimiento, estas propiedades fueron denidas en base al criterio generalizado de falla de Hoek - Brown (1994): Condiciones tectónicas y estructurales determinadas mediante el mapeo supercial de estructuras regionales y locales con el objeto de idencar y denir los sistemas de pliegues y fallas y la incidencia de estos en las condiciones de la roca estableciendo los dominios estructurales que se dan a connuación. Condiciones de las operaciones mineras considerándose entre ellas: – Los pos de minado para opmizar la explotación. – Los anchos y empo de las aberturas sin relleno. – El po uso de cada labor (desarrollo o explotación). – Las facilidades de acceso a las diferentes labores que compromete el abastecimiento de los elementos de soporte. Galeria

Tipo de roca

Indice de calidad de roca rmr

Buena

> 50

Regular

Mala Y Muy malla

30 –50

< 30

Tipo de explosivo en la Sistema de �ostenimiento Tiempo de Color voladura auto soporte Arranque: 80% y 65% Empernado puntual 7 Días Amarrillo Arrastres: 65% Ayudas: 65% Control de bloques Verde Cuadradores: 45%, 05 cartuchos distribuidos a lo largo del taladro mediante espaciadores Arranque: 65% Arrastres: 45% Ayudas: 45% Cuadradores: 45%, 05 Cartuchos distribuidos a lo largo del taladro mediante espaciadores

Empernado sistemaco 24 Horas Tipo de perno: helicoidal 19 mm. Largo de perno: 6 pies Espaciamiento : 1.2 Metros N° de cembolt : 05 cartuchos Se instalará malla electrosoldada en caso de roca intensamente fracturada. If / r

Arranque: 45% Enmaderado o cerchas 4 Horas Arrastres: 45% Espaciamiento: 1.0 M.Ayudas: 45% 1.5 M. Cuadradores: exsadit 45%, 04 Cartuchos distribuidos a lo largo del taladro mediante espaciadores

Verde

Celeste

Azul


41


Tipo de roca Buena

Indice de calidad de roca rmr > 50

Tipo de explosivo en la voladura Dinamita 65 %

Tajos Sistema de sostenimiento

N° de cortes

Color

Inmediato Refuerzo puntual

02

• Split-set para potencia mayor a 2.0 M.

Amarillo

Verde

Para potencia menor a 2.0 Metros. • Puntales de madera con planlla Regular

30 –50

Dinamita 45%

Empernado sistemaco

Rmr=41-50

Dinamita 65 % sólo en • Tipo de perno : split set 02 Cortes fajas de mineral abrasi- mas planlla de madera vo o carbonatos compe• Largo de perno : 6 pies tentes • Espaciamiento : 1.2 Me Rmr=30-40 tros 01 Cortes Para potencias menores a 2.0 Metros instalar puntales de madera y planllas.

Verde

Celeste

• Diámetro de puntales : 6 pulgadas • Espaciamiento 1.5 Metros Mala

< 30

Dinamita 45 %

:

Empernado sistemaco • Tipo de perno : split set mas planlla de madera y malla

Y

01

Rojo

Azul

• Largo de perno : 6 pies Muy Mala

• Espaciamiento : 1.0 Metros Para potencias menores a 2.0 Metros instalar puntales de madera y planllas. • Diámetro de puntales : 6 pulgadas • Espaciamiento : 1.2 Metros

Nota Los esfuerzos en profundidad a la que se encuentran los tajos como el nivel 6 y 7 en el momento de su explotación el tajo supere el 60% de su extraccion, deberá realizarse sólo un corte hasta completar su explotación y el ulmo corte se ejecutará mediante breasng o camara y pilares

42




43


METODOLOGIA DE APLICACION Para la aplicación de la presenta tabla se determina in situ despues de lavar y realizarse el desatado de las paredes y techo de la labor a evaluar.

SIN FACTORES INFLUYENTES Para determinar los factores propios de la roca se procede a medir la candad de fracturas por metro lineal (es tructura) y la resistencia de la roca mediante golpes de picota con las que se rompe o se indenta, tambien la coordinación de las fracturas, abertura, relleno y alteración (condicion supercial)

FACTORES INFLUYENTES La presencia de agua, orientaciones desfavorables de las disconnuidades, ocurrencia de esfuerzo (encamparse, labores cercanas entre si, presencia y cercania a fallas) y demoras en la instalación de sostenimiento que afecten a un determinado po de roca.

SIN FACTORES INFLUYENTES • Candad de fracturas por metro • Resistencia de la roca • Abertura • Relleno • Alteración

FACTORES INFLUYENTES A F/MP B

• • • • • •

La presencia de agua Orientaciones disconnuidades Ocurrencia de esfuerzo encampane, labores cercanas presencia fallas

MEDIDAD PREVENTIVAS Y DE CONTROL

•

Uso de voladura controlada principalmente en las bóvedas disminuyendo el espaciamiento de taladros cargados o incluyendo taladros de alivio. distribuir mejor la columna cargadsa. evitar concentraciones de vibracio nes que originen microfacturas en paredes, techo y frente de labor.

•

Ejecución de la evaluación geomecánica de inmediato e instalación del sotenimiento de acuerdo al po y empo recomendado en la tabla.

• •

Revisar y hacer cumplir en forma extricta con los estándares y procedimiento de instalación de sostenimiento

•

Efectuar periódicamente pruebas de arranque de pernos instalados, limpieza y reparación de mallas rellena dos con fragmentos de roca, reemplazar los pernos mal colocados o sueltos. Capacitación permanente del personal de operaciones (jfes de guardia, capataces, perforistas y ayudantes) en la aplicación de la tabla y colocación del sostenimiento.

3 INDICE RMR (ROCK MASS RATING) Esta clasicación fue realizada por el invesgador BIENIAWSKY Toma en cuenta los siguientes parámetros:

44

•

Resistencia uniaxial de la matriz rocosa. Resistencia a la compresión de un tesgo de roca sana sin Planos de debilidad.

•

RQD de DEERE es el Grado de fracturamiento, toma en cuenta las juntas por metro, se dene a junta o fractura a toda disconnuidad geológica.

• • •

Espaciamiento de disconnuidades. Condiciones de las disconnuidades. Persistencia es la permanencia de la disconnuidad a través del medio rocoso.



• • • •

Abertura de Fractura es la distancia entre las paredes de una fractura (espesor de la disconnuidad)

• •

Condiciones hidrogeológicas. es el ujo de agua medido cualitavamente sobre un tramo del túnel.

Rugosidad se dene como la textura de los planos de las disconnuidades. Relleno de Fractura se considera el espesor y dureza del material de salbanda. Meteorización son los cambios en la calidad de la roca por procesos sicos, químicos y biológicos, los cuales determinan el comportamiento estructural del macizo rocoso. Orientación de las disconnuidades respecto a la excavación. o posición geométrica de las disconnuidades en relación al avance del túnel.

Paralelo

Perpendicular

En cualquier dirección

Rumbo perpindicular a la eje de la excavación Condición muy favorable: cuando el buzamiento es de 45° - 90° Condición favorable: Cuando el buzamiento es de 20° - 45°

Rumbo perpindicular a la eje de la excavación Condición regular: cuando el buzamiento es de 45° - 90° Condición desfavorable: Cuando el buzamiento es de 20° - 45°


45


Rumbo paralelo a la eje de la excavación Condición muy desfavorables: cuando el buzamiento es de 40° - 90° Condición regulare: Cuando el buzamiento es de 20° - 45°

LA METODOLOGÍA DE CLASIFICACIÓN CONSISTE EN:

1.

SELECCIONAR PARA CADA PARÁMETRO EL VALOR (RATING)

2. LA SUMA DE TOTAL DE ESTOS VALORES (RATING) CLASIFICARÁ A LA ROCA EN EL CORRESPONDIENTE RANGO DE CALIDAD De acuerdo a la incidencia de éstos parámetros se expresa la condición de la excavación con un Índice que varía de 0 a 100 denominado RMR, exisendo variaciones y modicaciones posteriores a éste índice que se han ido desa rrollando por diferentes autores en base a sus experiencias y adecuados a labores mineras, habiéndose denido en M.B.R., en el cual se hace una corrección por método de excavación y cercanía de la Voladura. Tabla 4- Sistema de Valoración de la Masa Rocosa – RMR (Según Bieniawski, 1989).

46



Orientación de las diaclasas Rumbo perpendicular al eje del tunel Rumbo paralelo al eje del tunel Buzamiento 0° Excavación con buzamiento Excavación contra - 20° cualquier buzamiento buzamiento Buzamiento buzamiento 20° buzamiento buzamiento dirección 45° - 90° 20° - 45° 45° - 90° - 45° 45° - 90° 20° - 45° Muy favoMuy desfavoFavorable Media Desfavorable media Desfavorable rable rable

Ralación rumbo diaclasa/ eje tunel Valoración Tuneles Cimentación Taludes

Corrección por orientación de las diaclasas Muy favoraFavorable Media ble 0 -2 -5 0 -2 -7 0 -5 -25

Desfavorable -10 -15 -50

Muy desfavorable -12 -25 -60

Determinación de la clase del macizo rocoso Valor total RMR Clase número Descripción

81-100 I muy bueno

61-80 II bueno

41-60 III medio

21-40 IV malo

<20 V muy malo

II 6 meses para 4m 2-3 Kg/cm2

III 1 semana para 3m 1.5-2 Kg/cm2

IV 5 horas para 1.5 m 1-1.5 Kg/cm2

V 10 minutos para 0.5 m < 1 Kg/cm2

40° - 45°

30° - 40°

30° - 35°

< 30°

Signicado de las clases de macizos rocosos Clase número I Tiempo de 10 años para 5m mantenimiento Cohesión > 3 Kg/cm2 Abgulo de > 45° fricción


47


Ejercicio: En una perforación de 25 m de longitud, sobre un macizo de rocas ígneas; se recuperan 5 tesgos de 2.30 pies de longitud, 50 con longitud promedio de 0.80 pies y 20 núcleos de 0.37 pies: el resto de material recuperado corresponde a fragmentos cuyo mayor tamaño es de 0.28 pies. Se observa además 3 Sistemas de Fracturas cuyas aberturas son disconnuas, cerradas y los bordes presentan ligera de coloración pero duros. Varias muestras inalteradas de este macizo son somedos a Ensayos de Compresión Simple, arrojando valores comprendidos entre 1200Kg/ cm2 y 2000Kg/cm2. A parr de los 10m de perforación se ha visto que uye Agua a razón de 15 litros/minuto promedio. El distanciamiento promedio entre diaclasas se encuentra por el orden de 24 5 mm. La veta mineralizada se encuentra encajonada en el principal sistema de diaclasas cuyo rumbo es de N 25° E, y un echado (buzamiento) de 85° SE (la excavación lógicamente será paralela a este rumbo). Determine la clasicación RMR.

SOLUCIÓN DEL PROBLEMA 1.

Resistencia de la roca intacta Dato: Varias muestras inalteradas de este macizo son somedos a Ensayos de Compresión Simple, arrojando valores comprendidos entre 1200Kg/cm2 y 2000Kg/cm2.

Observación:

1MPa = 10.197 Kg/cm.

Entonces:

1200Kg/cm = 117.68 MPa.

2000Kg/cm = 196.14 MPa.

Según la tabla; se encuentra en el rango de 100 MPa – 250 MPa Valoración RMR = 12

2. RQD

Dato: En una perforación de 25 m de longitud, sobre un macizo de rocas ígneas; se recuperan 5 Tesgos de 2.30 pies de longitud, 50 con longitud promedio de 0.80 pies y 20 núcleos de 0.37 pies: el resto de material recuperado corresponde a fragmentos cuyo mayor tamaño es de 0.28 pies.

Observación: Pie = 0.3048 m. 10cm = 0.3281 pies

N ° de tesgos 5

Longitud(pies) 2.30

Longitud(cm) 70.104

Longitud(cm) TOTAL 350.52

50

0.80

24.348

1219.2

20

0.37

11.2776

225.552

Resto

0.28

8.5344

NO CUENTA 1795.272 cm

1795.272 2500.000

48


x

100

=

72%


Entonces: Según la tabla; se encuentra en el rango de 50% – 75% Valoración RMR =13

3. Separación entre Diaclasas (m): Dato: El distanciamiento promedio entre diaclasas se encuentra por el orden de 245 mm. Pero 245mm = 0.245m. Según la tabla; se encuentra en el rango de 0.2m – 0.6m Valoración RMR =10 4. Estado de Diaclasas: Dato: Se observa además 3 Sistemas de Fracturas cuyas aberturas son disconnuas cerradas y los bordes presentan ligera de coloración pero duros según las caracteríscas anteriores se ene la siguiente: Valoración RMR =30

5.

Agua Freáca: Dato: A parr de los 10m de perforación se ha visto que uye Agua a razón de 15 litros/minuto Promedio. Entonces el CAUDAL = 15 litros/minuto Según la tabla; se encuentra en el rango de 10 – 25 Valoración RMR =7

6. Valoración Primaria Luego la valoración total es: Valoración primaria RMR =72

7.

Orientación de las diaclasas: La veta mineralizada se encuentra encajonada en el principal sistema de diaclasas cuyo rumbo es de N 25° E, y un echado (buzamiento) de 85° SE (la excavación lógicamente será paralela a este rumbo). Según lo anterior el buzamiento se encuentra entre 45° – 90°. Valoración RMR = Muy desfavorable

8. Corrección por Orientación de las Diaclasas. Para el problema, la relación rumbo diaclasas /eje túnel es muy desfavorable. Valoración = - 12 Valoración primaria

72

Corrección

- 12

Valoración nal (RMR)

60

9. Clasicación: Se ene de la tabla: Valoración 60

Rango de Valoración 60 - 41

Calidad Regular

Clase III


49


10. Caracteríscas: Clase

Tiempo de sostenimiento y longitud

Cohesión (KPa)

Ángulo de fricción

III

1 sem. con 3 m de altura

200 - 300

25° - 35°

3.1 TIEMPO DE AUTOSOPORTE Es el empo que puede estar la labor sin sostenimiento, transcurrido este empo las rocas empiezan a despren derse. Para una calidad de roca el empo de autosoporte está relacionado Indirectamente con las dimensiones de la labor.

• •

A mayor altura de la labor menor empo de autosoporte A menor altura de la labor mayor empo de autosoporte.

Tiempo de sosten de la labor (horas)

El empo de autosoporte mínimo, así como, la abertura máxima permisible sin soporte, está relacionado con el Indice Q según la siguiente relación: Abertura máxima = 2 (ESR) Q0.4 Abertura máxima y empo de auto soporte según el Índice RMR, se muestra en el cuadro

Tipo de excaavaciòn Excavaciones mineras provisionales Excavaciones mineras permanentes, tùneles de conducciòn de agua para obras hidroelectricas (con la excepciòn de las camaras de alta presiòn para conpuertas). Tùneles pilotos (explora ciòn). excaavaciones parciales para càmaras subterraneas grandes.

50


ESR 3-5 1.6


Camaras de almacenamiento plantas subterraneas para el tratamiento de agua tuneles carreteros y ferrocarriles pequeños, càmaras de aalta presiòn, tùneles auxiliares. Casas de maquina tuneles carreteras y ferrocarriles mayores, refugios de defensa civil, portales y cruces de tùneles. Estaciones nucleoelectricas subterràneas, estaciones de ferrocarril, instalaciones para deportes y reuniones, fabricas.

1.3 1.0 0.8


51


Categoria de sostenimiento: 1. Sin sostenimiento 2. Bulonado puntual 3. Bulonadosistemaco 4. Bulonado sistemaco con hormigon proyectado 5. Hormigon proyectado con bras, 50-90mm y bulonado 6. Hormigon proyectado con bras, 90 -120mm y bulonado 7. Hormigon proyectado con bras, 120 - 150mm, y bulonado 8. Hormigon proyectado con bras, > 150mm con bulonado 9. Revesmiento de hormigon Evaluaciòn del ESR (excavaòn support rao) Clave Tipo de excavaciòn 1 Excavaciones mineras temporales B Pozos vercales de seccion circular C Excavaciones mineras permanentes, Tùneles hidraulicos, tuneles piloto, pozos planos, excavaciones iniciales de gran secciòn D Cavernas de almacenamiento, plantas de tratamiento de aagua tuneles carreteros y ferroviarios de secciòn media E Cavernas hidroelectricas, tuneles de graan secciòn, excavaciones militares, emboquilles de tùneles. F Instalaciones nucleares, estaciones de ferrocarril e instalaciones industriales.

ESR 3.5 2.5 1.6 1.3 1.0 0.8

LUZ MAXIMA DE EXCAVACION ESTABLE El análisis de numerosos casos de excavaciones sin refuerzo en roca con diferente indice rmr, ha denido una formula para la luz máxima (claro) de excavación sin refuerzo según la siguiente expresion: CLARO (m) = ESR x 0.035 x RMR

RMR<60

CLARO (m) = ESR x (0.4 x RMR - 22)

RMR>60

Donde:

• • •

Claro

:

luz máxima de excavación estable (m)

Rmr

:

rang del macizo rocoso

Esr

:

parámetro de seguridad según el po de excavación

4 INDICE NGI (Q). (NORWEGIAN GEOTECHNICAL INSTITUTE). Fue desarrollado por los invesgadores Barton Lien y Lunden, Está basado en una evaluación numérica de sus parámetros, relacionados entre sí, de acuerdo a la siguiente expresión:

Q

52


( RQD ) =

Jn

x

( Jr ) Ja

x

( Jw) SRF


Donde:

• • • • • •

RQD

=

Índice según la valuación de Deere.

Jr

=

Índice según la forma de la supercie de las fracturas.

Jn

=

Índice según el número de familias de fracturas.

JQ

=

Índice según la alteración en la supercie de las fracturas o su relleno.

Jw

=

Coeciente reductor por presencia de agua.

SRF

=

(Stress reducon factor) coeciente dependiente del estado tensional del macizo rocoso.

Asociados estos parámetros en grupo, obtenemos que:

•

( RQD ) Jn

=

Representa el tamaño del bloque.

•

( Jr ) JQ

=

Representa la resistencia al corte de bloque.

•

( Jw ) SRF

=

Representa la inuencia del estado tensional.

Plantilla para clasifcacion del NGI (Q)

DESCRIPCION

VALOR

1. Indice de calidad de roca

R.Q.D

A. Muy mala

0-25

B. Mala

25-50

C. Regular

50-75

D. Buena

75-90

E. Muy buena 2. Numero de familias de fractura

90-100 Jn

A. Macizo, sin o con pocos fracturas

0.5-1.0

B. Un set de fracturas

2

C. Un set de fracturas mas otra aleatoria

3

D. Dos set de fracturas

4

E. Dos set de fracturas mas otra aleatoria

6

F. Tres set de fracturas

9

G. Tres set de fracturas mas otra aleatoria

12

H. Cuatro set de fracturas mas otra aleatoria

15

I.

Roca quebrada, suelos

20

3. Rugosidad de fractura

Jr

•

Contacto entre roca de caja

•

Contacto de cajas antes de 10 cm de cizalle

•

Fracturas disconnuas

4

A. Asperas o irregulares, onduladas

3

B. Suaves, onduladas

2

C. Lisas, onduladas

1.8

D. Asperas o irreguares planas

1.5 Saber, Saber Hacer, Saber Ser

53


E. Suaves, planas

1.0

F. Lisas planas

0.5

•

No hay contacto de cajas al producirse el cizalle

G. Zona con minerales arcillosos, con espesor suciente para evitar el contacto de roca de caja H. Arena, grava o zona quebrada, con espesor suciente para evitar el contacto de roca de caja 4. Alteracion de la fractura •

1.0 1.0 Ja

Contacto de roca de caja

A. Extremadamente sano, duro no reblandecido, relleno impermeable

0.75

B. Paredes no alteradas solo descoloramiento supercial

1

C. Paredes levemente alteradas, revesmiento no reblandecido, parcular arenosas, de arcilla, etc D. Revesmiento de arenas arcillosas con pequeña porción de arcilla (no reblandecido)

2

E. Revesmiento de minerales arcillosos, blandos de baja fricción (revesmiento disconnuo de espesor < 2mm) • Contacto de cajas antes de 10cm de cizalle

4

F. Parculas arenosas, roca disgregada con presencia menor de arcilla

4

G. Fuertemente consolidado, relleno de minerales arcillosos no reblandecido (connuos < 5mm de espesor) H. Mediana o baja consolidacion, relleno con minerales arcillosos (connuos < 5mm de espesor) I. Relleno con arcillas expancivas (montmorillonita), connua connuos < 5mm de espesor

6

•

No hay contacto de cajas al producirse el cizalle

J.

Zonas o bandas de roca desintegrada

K. O quebrada y arcillas L. Ver g,h o i para condiciones arcillosas

3

8 8-12 6 8 8-12

M. Zonas o bandas de barro o arenas arcillosas , pequeña porción de arcilla (no reblandecidas) N. Zonas o bandas gruesas y connuas de arcilla

10-13

O. Ver g,h y j para condiciones arcillosas

13-20

8

5. Flujo de agua

Jw

A. Excavaciones secas, ujo mínimo < 5lt/min en forma localizada

1

B. Flujo o presión moderada, lavado de relleno de fractura en forma ocasional

0.66

C. Flujo o presión alto, en roca competente con fractura sin relleno

0.5

D. Flujo o presión alto, considerable lavado de relleno

0.33

E. Flujo o presión excepcionalmente alto al momento de la excavación, decayendo con el empo F. Flujo o presión excepcionalmente alto sin disminución en el empo 6. Factor reductor de esfuerzos Zonas de debilidad interceptan la excavación, las cuales pueden provocar levantes cuando el túnel es excavado A. Presencia de muchas zonas de debilidad, con contenido de arcilla o roca químicamente desintegrada, roca de contorno débil (cualquier profundidad)

0.2-0.1 0.1-0.05 Srf

•

54


10


B. Zonas de debilidad simples con contenido de arcillas o rocas desintegradas quimicamente (profundidad < 50mm) C. Zonas de debilidad simples con contenido de arcillas o rocas desintegradas quimicamente (profundidad > 50mm) D. Zonas de cizalle mulple en roca competente (sin arcillas) con perdida de roca de contorno (cualquier profundidad) E. Zonas de cizalle simple en roca competente (sin arcillas) profundidad < 50mm F. Zonas de cizalle simple en roca competente (sin arcillas) profundidad > 50mm G. Fractura abiertas, densamente fracturado, cualquier profundidad •

5 2.5 7.5 5 2.5 5

Roca compétete, problemas de esfuerzos

H. Esfuerzos menores, cerca de la supercie

2.5

I.

Esfuerzos medianos

J.

Esfuerzos altos, estructura muy solida (usualmente favorable para la estabilidad, podria ser desfavorable para las cajas))

1 5-2

K. Explosiones de rocas ligeras (roca maciza)

5-10

L. Explosiones de rocas fuertes (roca maciza)

10-20

•

Roca deforme, ujo plásco de roca incompetente bajo la inuencia de altas presiones

M. Deformacion moderada

5-10

N. Deformacion importante

10-20

•

Roca expansiva, acvidad expansiva química dependiendo de la presencia de agua

O. Expansion moderada

5-10

P. Expansion importante

10-20

El valor de Q puede variar aproximadamente entre 0,0001 y 1000, dentro de este rango se denen nueve calidades de roca, tal como se muestra en la tabla siguiente:

CALIDAD DE ROCA

VALOR DEL INDICE Q

Excepcionalmente Mala

0.0001 – 0.01

Extremadamente Mala

0.01 – 0.1

Muy Mala

0.1 – 1.0

Mala

1.0 – 4.0

Regular

4.0 – 10.0

Buena

10.0 – 40.0

Muy Buena

40.0 – 100.0

Extremadamente Buena

100.0 – 400.0

Excepcionalmente Buena

400.0 – 1000.0

Ejercicio: Se ene un macizo rocoso con un RQD de 95, con pocas fracturas, su rugosidad son suaves y onduladas, se nota en las fracturas que sus paredes no están alteradas, solo enen un descoloramiento supercial, el ujo de agua en sus paredes es mínimo, menos de 5 litros/minuto, la excavación maniesta explosiones ligeras. Calcular el INDICE NGI (Q)


55


SOLUCIÓN 1.

VALOR

Cálculo del RQD Según los datos el RQD =

95

2. Cálculo del Jn Con pocas fracturas

1

3. Cálculo del Jr Su rugosidad son suaves y onduladas

2

4. Cálculo del Ja Se nota que en las fracturas sus paredes no están alteradas, sólo enen un descoloramiento supercial

5.

1

Cálculo del Jw El ujo del agua es mínimo, menos de 5 litros/minuto

1

6. Cálculo del SRF La excavación maniesta explosiones ligeras

7.

7

Cálculo del Q ( RQD )

Q

=

Q

=

Jn

95 1

x

2 1

x

x

( Jr ) Ja

1

x

( JW ) SRF

190 =

7

=

7

27

De acuerdo a la Tabla, se ene:

• •

Buena - 10.0 – 40.0 La calidad de la roca es BUENA

5 SOSTENIMIENTO DE ROCAS Es un término usado para describir los materiales y procedimientos ulizados para mejorar la estabilidad y mantener la capacidad portante de la roca en los bordes de una excavación subterránea.

5.1 SOSTENIMIENTO ACTIVO. Llamado también refuerzo de roca, en donde los elementos de sostenimiento forman parte integrante de la masa rocosa. Ejem picos de refuerzo son:

• • • • •

Pernos de anclaje Split set, Swellex. Pernos espiralados con resina. Pernos espiralados con cemento. Cable Bulng.

5.2 SOSTENIMIENTO PASIVO. Llamado también soporte de roca, en donde los elementos de sostenimiento, son externos a la roca y actúan des pués que la roca empieza a deformarse.

• 56

Ejems picos de soporte son:



• • • • • •

Cuadros de Madera. Cimbras o arcos de acero. Wood Packs. Gatas a fricción. Gatas hidráulicas. Cimentaciones y Shotcrete.

6 SOSTENIMIENTO PUNTUALES Y SISTEMATICOS Sostenimiento con pernos puntuales. Se denomina así porque, se colocan estos pernos en lugares aleatorios donde se crea conveniente que las roca necesita refuerzo, no existe un orden en distancia y candad entre los pernos, se instalan en zonas como cuando se detectan cuñas, caja techo u otros, la rocas deben ser de buena a muy buena calidad.

Sostenimiento con pernos Sistemáticos. Se denomina así cuando se colocan los pernos con un orden establecido, distancias y candad ja, se colocan en casi todo el área de la labor, las rocas deben ser de buena a regular calidad. LUZ ____ ESR

TIPO DE ROCA SEGUN INDICE G.S.I. (modificado) T/MP

T/P

IF/P

IF/R

IF/B

MF/B

F/B

LF/B

IF/MP

MF/MP

MF/P

MF/R

F/R

LF/R

M/R

F/MP

F/P

LF/P

8 EXCAVACION NO RECOMENDABLE

5

2

L A L A M N O m C ) 2 . m m ) 1 c ) 0 m . ) X 5 m c 1 ( c 2 ) 5 c m X f ( 5 1 . ( 1 0 m H 0 H E 1 S ) ( m ( 1 . S D f 5 ( . ) Y y f 1 E O ( H 1 . 0 D N S m H a m R S y O A 0 0 E y R O N P m R O 1 . 1 . R D m 0 D E X X P 0 U A 1 . 0 0 1 . C X U A 1 . 1 . C 0 X o . E E o 1 0 D D E 0 m 1 . 5 m O O D E 1 . N N 1 . O D a R R N a E E O R A P P N R A E

R B M I C

Q= RMR=

SIN SOPORTE O PERNO OCACIONAL

R B E M I P C O

P 1

m 5 1 . X 5 1 . E D O N R E P

0.01

0.1

1

10

15

25

45

65

ESR=1.6(Lab. Perm.) =2.0(Lab. Vert.) =3.0(Lab. Temp.) SH(f) = SHOTCRETE CON FIBRA DE REFUERZO

Indice Q = RQD/Jn * Jr/Ja * Jw/SRF Indice RMR = 9 LnQ + 44 Indice GSI = RMR (seco) -5 (RELACIONES EMPIRICAS APROX.)

100 85

LONGITUD DE PERNOS labor menor 2.5 m= 1.2m labor entre 2.5m y 3.5m =1.5m labor entre 3.5m y 4.5m =1.8m labor entre 4.5m y 5.5m =2.4m labor mayor de 5.5m = 3.0m

Diseño de sostenimiento en labores mineras subterraneas SPM


57

CAPÍTULO

VII

PERFORACIÓN EN EQUIPO MANUAL

1 DESCRIPCION, VERIFICACION Y CONTROL DE LOS EQUIPOS DE PERFORACION MANUAL 1,1 LA MÁQUINA PERFORADORA. Como sabemos, actualmente se usan en la mina sólo dos tipos de máquinas: la Jack-Leg y la Stoper. La JackLeg tiene como objetivo la perforación horizontal o sea la perforación de los frentes de las galerías; como el dispositivo de empuje, o sea la pata neumática, permite inclinar la perforadora hasta un ángulo bastante pronunciado, también se le usa para hacer taladros en los “stopes” (labores de producción). La Stoper está diseñada para hacer perforaciones verticales o muy cerca a la vertical; así por ejemplo, en las chimeneas esta máquina es insustituible; su otro campo de aplicación son los “Stopes” (labores de producción) de Shrinkage, Corte y Relleno, etc. Para trabajos hacia abajo, verticalmente, o muy cerca de la vertical, se usa la misma máquina Jack - Leg a la que se le ha suprimido el empujador, y además la manija en “D” se la ha sustituido por una empuñadura en “T” para ambas manos; esta máquina recibe entonces el nombre de Jack -hammer. La antigua “Leyner” o “Drifter” que era una perforadora muy pesada que se usaba con una barra y una columna, ya no se usa hoy, debido a su excesivo peso y alto consumo de aire.

STOPER

JACK - HAMER

JACK - LEG

2 PERFORACIÓN ROTOPERCUSIVA La perforación a percusión es el sistema más clásico de perforación de taladros y su aparición en el tiempo coincide con el desarrollo industrial del siglo XIX. Las primeras máquinas prototipos: Singer (1838) y Couch (1848) utilizaban vapor para su accionamiento, pero fue con la aplicación posterior del aire comprimido como fuente de energía, en la ejecución del túnel de Mont Cenis en 1861, cuando este sistema evolucionó y pasó a usarse de forma extensiva. Este hecho unido a la aparición de la dinamita constituyeron los acontecimientos decisivos en el vertiginoso desarrollo del arranque de rocas en minería y obras públicas a finales del siglo pasado. El principio de perforación de estos equipos se basa en el impacto de una pieza de acero (pistón) que golpea a un útil que a su vez transmite la energía al fondo del barreno por medio de un elemento final (broca). Los equipos percusivos se clasifican en dos grandes grupos, según donde se encuentre colocado el martillo:

58


Pasantas - Ingeniería de Minas En estas perforadoras dos de las acciones básicas, rotación y percusión, se producen fuera del taladro, transmitiéndose a través de una espiga y del varillaje hasta la broca de perforación. Los martillos pueden ser de accionamiento neumático o hidráulico.

-

Martillo en cabeza.

-

Martillo en fondo.

La percusión se realiza directamente sobre la broca de perforación, mientras que la rotación se efectúa en el exterior del barreno. El accionamiento del pistón se lleva a cabo neumáticamente, mientras que la rotación puede ser neumática o hidráulica.


59


En este sistema, el aire comprimido inyectado a través del varillaje acciona el martillo en el fondo del agujero y es utilizado a su vez como fluido de barrido de los detritus

Esquema de un martllo en el fondo

Según los campos de aplicación de estas perforadoras, cielo abierto o subterráneo, las gamas de diámetro más comunes son:

TIPO DE PERFORADORA

Martillo en Cabeza Martillo en Fondo

60


DIAMETRO DE PERFORACION CIELO ABIERTO SUBTERRANEO mm pulgadas mm

pulgadas

50 - 127 75 - 200

1 1/2” - 2 1/2” 4” - 6 1/2”

2” - 5” 3” - 8”

38 - 65 100 – 165

Pasantas - Ingeniería de Minas Las ventajas principales, que presenta la perforación Rotopercusiva son: Es aplicable a todos los tipos de roca, desde blandas a duras. La gama de diámetros de perforación es amplia. Los equipos son versátiles, pues se adaptan bien a diferentes movilidad. Necesitan un solo hombre para su manejo y operación. El mantenimiento es fácil y rápido, y El precio de adquisición no es elevado.

trabajos y tienen una gran

En virtud de esas ventajas y características, los tipos de obras donde se utilizan son: En obras públicas subterráneas; túneles, cavernas de centrales hidráulicas, depósitos de residuos, etc., y de superficie; carreteras, autopistas, excavaciones industriales, etc. En minas subterráneas y en explotaciones a cielo abierto de tamaño medio y pequeño.

3 FUNDAMENTOS DE LA PERFORACIÓN ROTOPERCUSIVA. La perforación a percusión se basa en la combinación de las siguientes acciones: -

-

Percusión. Los impactos producidos por el golpeo del pistón originan unas ondas de choque que se transmiten a la broca a través del varillaje (en el martillo en cabeza) o directamente sobre ella (en el martillo en fondo). Rotación. Con este movimiento se hace girar la broca para que los impactos se produzcan sobre la roca en distintas posiciones. Empuje. Para mantener en contacto la broca de perforación con la roca, se ejerce un empuje sobre la sarta de perforación. Barrido. El fluido de barrido permite extraer el detrito del fondo del barreno.

Acciones básica en la perforación rotopercusiva El proceso de formación de las indentaciones, con el que se consigue el avance en este sistema de perforación, se divide en cinco instantes. a) Aplastamiento de las rugosidades de la roca por contacto con la broca. b) Aparición de grietas radiales, a partir de los puntos de concentración de tensiones y formación de una cuña en forma de V. c) Pulverización de la roca de la cuña, por aplastamiento. d) Desgajamiento de fragmentos mayores en las zonas adyacentes a la cuña. e) Evacuación del detrito por el fluido de barrido. Esta secuencia se repite con la misma cadencia de impactos del pistón sobre el sistema de transmisión de energía hasta la broca.


61


El rendimiento de este proceso aumenta proporcionalmente con el tamaño de las esquirlas de roca que se liberan.

A

B

C

D

E

Boca

Grietas radiales

Deformación elastca

Roca pulverizada

Detritus gruesos

Perfl fnal

del crater

Fases de formación de una indentación (hartman. 1959)

Fases de formación de una indentación. (Hartman, 1959) Percusión La energía cinética “Ec” del pistón se transmite desde el martillo hasta la broca de perforación, a través del varillaje, en forma de onda de choque. El desplazamiento de esta onda se realiza a alta velocidad y su forma depende fundamentalmente del diseño del pistón. Cuando la onda de choque alcanza la broca de perforación, una parte de la energía se transforma en trabajo haciendo penetrar el útil y el resto se refleja y retrocede a través del varillaje. La eficiencia de esta transmisión es difícil de evaluar, pues depende de muchos factores tales como: el tipo de roca, la forma

4 PARTES PRINCIPALES DE UNA MÁQUINA PERFORADORA. Hemos visto que hay dos tipos de máquinas usadas en la mina; sin que ello signifique que sean enteramente diferentes, sino que, por el contrario, el mecanismo de la perforadora es el mismo, diferenciándose solo en el sistema de empuje, pues mientras la “Jack-leg” utiliza una pata neumática separable de la perforadora, la “Stoper” lleva el empujador formando parte de la perforadora y según un mismo eje. La perforadora. Toda máquina perforadora se divide en tres partes principales: el frontal, el cilindro y la cabeza: estas tres partes van unidas entre sí por medio de dos pernos alargados, con sus tuercas, llamados “tirantes” que están situados a lo largo de la máquina y a ambos lados de ella. El frontal lleva

las siguientes partes: a) La bocina que tiene por objeto recibir la espiga del barreno y girar. b) La grampa con sus resortes, que va al extremo del frontal y cuyo objeto es sujetar al barreno y sacarlo de los taladros. c) En la parte interior del frontal es que el martillo golpea el extremo o la culata del barreno. d) Las dos orejas donde se ajustan las tuercas de los tirantes.

es la parte más alargada de la máquina y en ella podemos ver: a) Dos guías laterales donde se asientan los tirantes b) Un hueco por donde sale el aire después que ha hecho moverse al martillo en el interior.

El cilindro

62



Cabeza

Cilindro

Frontal

Partes de una máquina perforadora manual

Partes de una máquina perforadora manual En algunos modelos, además, hay un tapón con rosca por donde se puede echar el aceite para la lubricación, lo que no es necesario si se usa un lubricador especial. En el interior del cilindro se encuentran los mecanismos que producen el golpe y la rotación del barreno, siendo la pieza más grande y costosa de una máquina.

La cabeza comprende las siguientes partes: a) Los conductos de entrada del aire y agua con sus conexiones y cedazos. b) La válvula de mando para poner en funcionamiento la perforadora o simplemente para “soplar”. c) La aguja de agua se introduce en la máquina por el extremo libre de la cabeza y va asegurada por un tapón con rosca, el agua recorre la aguja a lo largo de la máquina y por el centro de esta hasta llegar a la espiga del barreno. d) En la cabeza se hallan las cabezas de los tirantes, que en las Stoper aseguran la pata o empujador con la perforadora, haciendo una sola pieza; y en las Jack-leg aseguran la manilla o empuñadura. Los empujadores. En la Jack-leg el pie de avance o pata neumática consiste en un cilindro o tubo con un pistón dentro, teniendo el extremo inferior del pie una uña y una punta al centro, con el objeto de que se asienten en el piso. El pie de avance puede ir conectado directamente a la perforadora por el mismo lugar en que van unidos, o mediante pequeñas mangueras; en el primer caso es manejado el pie desde la misma perforadora mediante una válvula, y en el segundo caso puede tener el pie de avance su propia válvula. El pie de avance tiene su agarradera que facilita su manejo y transporte.


63


En las Stoper el pie de avance consiste también en un tubo con un pistón dentro, el que sobresale por la parte Inferior del cilindro teniendo una punta en el extremo, para que apoye sobre el terreno. El mando del pistón se hace desde la misma perforadora can la misma válvula de aire, y, además, la perforadora tiene un mango o manilla que sirve para sujetar la máquina durante la operación, llevando un botón que al presionarlo descarga el aire del cilindro de la pata bajando rápidamente el pistón con toda la máquina.

El empujador para un Jack Leg y Stoper

El empujador para un Jack Leg y Stoper

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Pasantas - Ingeniería de Minas Funcionamiento e a m quina. Cuando se acciona la llave de mando de la perforadora hacia adelante, el aire comprimido penetra a la máquina por la culata, poniendo en movimiento al martillo hacia adelante y atrás y golpeando al barreno. Asimismo, un mecanismo especial lo hace girar, de modo que cada golpe del martillo se produce en una posición distinta del barreno. El agua penetra por la aguja en el hueco del barreno y va hasta el fondo del taladro donde forma un barro con el polvo extrayéndolo hacia afuera. De vez en cuando es necesario ayudar con el aire la acción del agua, para lo cual se jala atrás la llave de mando. Para un mismo diámetro del barreno, cuanto mayor sea la fuerza del golpe del martillo, tanto mayor será la velocidad de penetración del barreno; asimismo, cuanto mayor sea el número de golpes por minuto, tanto mayor será el avance. Para una misma máquina, con mayor presión de aire se consigue mayor fuerza en el golpe del martillo, y, por consiguiente, mayor avance en la velocidad de perforación

5 PERFORACIÓN CON MARTILLO EN CABEZA Este sistema de perforación se puede calificar como el más clásico o convencional, y aunque su empleo por accionamiento neumático se vio limitado por los martillos en fondo y equipos rotativos, la aparición de los martillos hidráulicos en la década de los setenta ha hecho resurgir de nuevo este método complementándolo y ampliándolo en su campo de aplicación. Perforadoras neumáticas Un martillo accionado por aire comprimido consta básicamente de: Un cilindro cerrado con una tapa delantera que dispone de una abertura axial donde va colocado el elemento porta barrenos, así como un dispositivo retenedor de las varillas de perforación. El pistón que con su movimiento alternativo golpea el vástago o culata a través de la cual se transmite la onda de choque a la varilla. La válvula que regula el paso de aire comprimido en volumen fijado y de forma alternativa a la parte anterior y posterior del pistón. Un mecanismo de rotación, bien de barra estriada, rueda de trinquete o de rotación independiente. El sistema de barrido que consiste en un tubo que permite el paso de agua o aire hasta el interior del varillaje. Estos elementos son comunes a todos los tipos de martillos existentes en el mercado, variando únicamente algunas características de diseño: diámetro del cilindro, longitud de la carrera del pistón, conjunto de válvulas de distribución, etc. ¿Cómo trabaja una Jack Leg? Cuando se usa una Jack.leg lo que hacemos, en primer lugar, es situar bien el pie de avance y luego al abrir la válvula de aire del pie, el pistón se levantará sosteniendo la perforadora, mientras que el cilindro del pie de avance permanecerá fijo contra el terreno apoyándose mediante la uña y la punta. Luego se empieza a perforar y a medida que el taladro se va profundizando tenemos que ir desplazando hacia adelante la perforadora, para lo cual abriremos algo más la válvula del pie de avance con lo que el pistón hará avanzar a la perforadora, o como se dice corrientemente, lo “alimentará”. Una vez introducido todo el barreno detendremos la acción de la perforadora y al cerrar la válvula del pie, podremos hacer retroceder la máquina con un ligero esfuerzo, hasta sacar todo el barreno.


65


Vemos pues que el pie de avance sirve no sólo para sostener la perforadora sino que también para regular mejor la operación de la misma. Por eso mismo, para poder sacar la máxima ventaja con una Jack-leg tenemos que saber usar correctamente el pie. Ventajas en el uso de la Jack-leg 1. Reduce los esfuerzos del perforista para sostener la perforadora, limitándose aquél a mantener una ligera presión con las manos para que la máquina no se desvíe. 2. El avance mecánico acelera las operaciones y simplifica el cambio de los barrenos. 3. Se pueden hacer perforaciones con un ángulo bastante pronunciado con relación a la horizontal. 4. Se pueden usar máquinas más pesadas y potentes. 5. El pie de avance es simple, tiene pocas partes que se desgastan; bajo costo de mantenimiento. ¿Cómo trabaja una Stoper? El manejo de una Stoper es más fácil que una Jack-leg ya que el pie de alimentación forma una sola pieza con la perforadora, de modo que los movimientos son más simples. Al abrirse la válvula de aire de la perforadora, también entra en acción el empujador o pistón, pero a diferencia del empujador de la Jack-leg, en la Stoper el pistón permanece fijo contra el suelo y el cilindro es el que se levanta junto con la perforadora. Este empuje hacia arriba es constante de modo que el barreno esté siempre en contacto con el fondo del taladro, a medida que la perforación progrese. Para poder bajar la máquina a fin de sacar el barreno del taladro, se cierra la válvula o llave de mando, y además se presiona el botón en la manilla, con lo que se acelera la bajada de la máquina ya que el aire del interior del empujador es expulsado rápidamente por el botón. La remoción o limpieza del polvo y el material fragmentado de los taladros, es más fácil cuando se perfora con una Stoper que con una Jack-leg, ya que todo este material fragmentado cae por su propio peso hacia abajo, ayudado por el agua. Por eso mismo, procurar no perforar taladros verticales a fin de que el material fragmentado y el agua de la perforación no caigan sobre el perforista.

Condiciones necesarias para que una máquina perforadora trabaje eficientemente. 1.

La máquina debe estar en perfectas condiciones mecánicas,

o

sea, con todas sus piezas completas,

con un buen ajuste, y bien lubricada. 2.

Buen estado de los accesorios, como los barrenos y sus dispositivos de corte (brocas o filos cortantes), mangueras y conexiones, lubricadores, etc.

3.

Buena presión de aire y agua, debiendo ser la presión mínima del aire 70 libras por pulgada cuadrada.

4.

El uso adecuado de la máquina por parte del perforista, siendo este punto tal vez el más importante. Un buen perforista sabrá cómo usar la máquina y sus demás accesorios y herramientas durante todo el proceso de la perforación, o sea que debe estar bien entrenado con relación a los siguientes puntos:

a. Antes de la perforación -

Las precauciones necesarias Chequeo de todas las herramientas y accesorios La manera correcta de instalar la máquina.

b. Durante la perforación La posición correcta del perforista Iniciación y desarrollo de la perforación Cuidados durante la perforación

66



c. Después de la perforación Limpieza, soplado y chequeo de los taladros Cuidados con el equipo de perforación Todos estos puntos serán estudiados detalladamente en los próximos capítulos.

PRECAUCIONES ANTES DE INICIAR LA INSTACION DE LA PERFORADORA EN LA LABOR Ø Ø Ø Ø Ø Ø Ø Ø Ø

REALIZAR EL DESATADO DE ROCAS REGAR LA LABOR ELIMINAR TIROS CORTADOS ORDEN Y LIMPIEZA EN EL AREA DE TRABAJO VERIFIQUE EL ABASTECIMIENTO DE AGUA Y AIRE MARQUE SU MALLA DE PERFORACION ELIJA EL EMPLAZAMIENTO DE LA MAQUINA PREPARE EL LUGAR DE DESPLAZAMIENTO DE LA MAQUINA LAS HERRAMIENTAS TIENEN QUE ESTAR CERCA DE SU LABOR

PROCEDIMIENTOS PARA INSTALAR UNA MÁQUINA PERFORADORA Asegurarse que las conexiones y empalmes abrazaderas adecuadas

de la línea de aire

y agua estén bien ajustadas y con

Es peligroso que las mangueras se desconecten durante la perforación. Ø Desconecte los acoples de las líneas de alimentación de aire y agua. Ø Las mangueras de abastecimiento de aire y agua deben ser limpiadas antes de su instalación Ø Desfogue el aire y agua con la finalidad de evacuar las impurezas que se hayan podido ingresar a las conexiones de aire y agua. Ø Desfogar por lo menos 30 segundos Ø Nuevamente conecte las mangueras de aire y agua en las perforadoras. Verifique el estado de la perforadora, los pernos laterales bien ajustados, el sujeta barreno y demás componentes que no se encuentren sueltos o dañados. Que las bocinas tengan las tolerancias permitidas (chequear con calibrador) Verifique el ajuste del pie de avance de manera que la Perforadora Neumática se mueva y se maniobre fácilmente con la mano. Chequear que los barrenos o barras y brocas se encuentren en buen estado BOCINA O CHUCK INSERT

Una bocina desgastada debe cambiarse inmediatamente, ya que el pistón no impacta sobre la superficie completa del culatín y provoca despostillamiento y rotura. Además la penetración se reduce considerablemente


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Accesorios y Herramientas Los accesorios de la máquina perforadora

Entre los accesorios necesarios que se usan con la perforadora, tenemos: 1. Los barrenos y brocas, de los que trataremos en el próximo capítulo en vista de su importancia. 2. Las mangueras de aire y agua de 1" Y 3/4" respectivamente con sus respectivas conexiones. 3. Lubricador y la botella para la conducción del aceite. 4. Además usamos a veces una plantilla de madera para apoyar la punta de la Stoper; tapón para proteger la entrada de aire a la máquina, etc. Herramientas Son útiles necesarias que nos facilitan enormemente el trabajo y que es obligatorio llevarlas siempre a la labor.

Un buen perforista no debe olvidarse de llevar siempre las siguientes herramientas: - Barretillas para desatar ( 5’ y 8’) - Llave Stillson de 14" - Llave sacabarrenos - Pico y lampa - Combo - Cuchara de Cobre de 6´ - Soplete con su válvula - Atacador de madera - Punzón de madera - Cuchilla - Fósforos - Cordel o pita - Etc.

68



6 PROCEDIMIENTO DE PERFORACIÓN MANUAL

PERFORACIÓN DE FRENTES

CON JACK

LEG

Página: 1 SISTEMA DE GESTIÓN INTEGRADO SSOMAC IPER

3 MINA SUBTERRÁNEA

CERRO DE PASCO

PETS 22 – MIN

OBJETIVO

Ejecutar en forma correcta la perforación de frentes con jack leg, teniendo el control de los riesgos

ALCANCE

Al personal que trabaja con jack leg y ayudantes

RESPONSABLE

Superintendente y Asistente de mina, Jefe de Zona Cia, Residente y Supervisor de Empresas Contratistas

Caída de rocas Detonación de tiros cortados EQUIPO DE PROTECCIÓN Protector (casco), botas con puntera de acero, guantes, mameluco con cintas reflectivas, respirador, PERSONAL (EPP) tapón auditivo, correa porta lámpara, anteojos de seguridad y ropa de jebe.

RIESGOS

• •

Juego de barras de perforación de 4’, 6’ y 8’ pies. Broca de botones o balines de 41 mm, 39 mm, 38 mm. Llave francesa de 14”, flexo metro, saca barreno, juego barretillas, cordel, atacador, pintura, fósforo. 1º Inspección de jack leg: verificar los accesorios y sistema mecánico del equipo. De presentarse alguna anomalía en el equipo, solicitar de inmediato su reparación. 2º Inspección de la labor: verificar ventilación de la labor, presencia rocas sueltas y orden de las herramientas. De presentarse alguna condición sub estándar, eliminar de inmediato, previo al siguiente paso. 3º Malla y punto de labor: marcar de acuerdo al punto y gradiente de la labor, así como la malla de perforación del frente 4º Instalación de maquina: trasladar al frente el equipo y conectar las mangueras de aire y agua, luego verificar y echar aceite al lubricador si requiere ello. : 5º Perforación abrir las válvulas de agua y aire, luego verificar las presiones de los fluidos, de encontrarse conforme, de acuerdo a la malla trazada, iniciar la perforación colocando la maquina a un costado y con ayuda del ayudante colocar el barreno en el frente hasta conseguir el emboquillado del barreno dentro del taladro y luego completar solo la perforación todo la longitud del barreno; terminado una longitud del barreno, solicitar el cambio del barreno de mayor longitud introduciendo en el taladro para continuar la perforación, repetir el mismo paso hasta terminar todo la perforación. Con ayuda de un atacador mantener el paralelismo de los taladros de perforación 6º Final de perforación, desconectar las mangueras de aire y agua, luego lavar la máquina y guardar en lugar seguro con la boca hacia abajo donde no puede ser dañada por el disparo, ordenado las herramientas y mangueras en su lugar. Paso extraordinario; Se paraliza la perforación, cuando hay presencia de tiros cortados, falta sostenimiento, no hay ambiente adecuado de trabajo (ventilación) y/o desprendimiento de roca constante. 01. Reg. 04-02: Matriz de evaluación de riesgos 02. Reg. 04-E23: Cartilla de cinco puntos de seguridad 03. Reg. 01-E06: Diseño de malla de perforación 04. Reglamento de Seguridad e Higiene Minera D.S. Nº 046-2001 EM; Art. 226, 227, 204, 205 y 206 •

HERRAMIENTAS

PROCEDIMIENTO

DOCUMENTACIÓN ASOCIADA

• •

Realizado por:

Revisado por:

Aprobado por:

Aprobado por:

Ing. SSOMAC MINA

Ing. Asistente de Superintendente de Mina

Ing. Superintendente Mina

Fecha: 01-05-2009

Fecha: 12-05-2009

Fecha: 14-05-2009

Ing. de Superintendente Seguridad

de

Fecha: 15-05-2009

1

Historial de Revisiones N° Aprobación 01 20/09/2005 02 19/07/2006 03 15/03/2007

Descripción del Cambio Revisión Anual Nuevo Formato Cambio de Superintendente de Mina

Vigencia

02/05/2007


69


04 05 07

15/05/2008 16/03/2009 15/05/2009

Revisión Anual Revisión Anual Revisión anual

PERFORACIÓN DE CHIMENEA CON STOPER

Página: 1 SISTEMA DE SSOMAC

GESTIÓN

INTEGRADO

MINA SUBTERRÁNEA

PETS 20 – MIN

OBJETIVO ALCANCE RESPONSABLE

Ejecutar en forma correcta la perforación de chimenea con stoper, teniendo el control de los riesgos

EQUIPO PROTECCIÓN PERSONAL (EPP)

A todo el personal que realiza trabajos de perforación vertical en chimeneas Superintendente y Asistente de mina, Jefe de Zona Cia, Residente y Supervisor de Empresas Contratistas • •

Caída de rocas y/o persona Gaseamiento

DE Protector (casco), botas con puntera de acero, guantes, mameluco con cintas reflectoras, respirador, tapón auditivo, correa porta lámpara, anteojos de seguridad, ropa de jebe y arnés con línea de vida.

•

Barras de Perforación de 2’, 4’, 6’, 8´ pies. Broca de botones o balines de 41 mm, 39 mm, 38 mm, 37 mm. Llave francesa de 14”, flexómetro, sacabarreno, barretillas, atacador, pintura, fósforo.

1º

Instalación de tercera línea: previa a la inspección del frente a perforar, realizar la instalación de la

•

HERRAMIENTAS

PROCEDIMIENTO

DOCUMENTACIÓN ASOCIADA

-

IPER3

CERRO DE PASCO

RIESGOS

70

18/05/2008 16/03/2009 15/05/2009

•

tercera línea y ventilar con ayuda del aire comprimido. 2º Inspección de labor: verificar ventilación de la labor, estado de los puntales, soga de seguridad y presencia de rocas sueltas De presentarse alguna condición sub estándar, realizar de inmediato la acción correctiva correspondiente, previo al siguiente paso. 3º Traslado del stoper: con ayuda de una soga, subir la máquina desde el pie de la chimenea hasta el tope del mismo, para ello el maestro deberá estar anclado con su respectivo arnés en el tope de la chimenea, y desde ahí en coordinación con su ayudante realizar el ascenso de puntal a puntal manteniendo una comunicación fluida para la coordinación respectiva, hasta hacer llegar al tope de la chimenea la máquina. 4º Instalación de cabeza de toro: previa instalación de las mangueras de agua y aire en la máquina y provisto de la barra adecuada, ubicándose en forma segura, perforar y luego colocar los respectivos cabezas de toro 5º Armado de la plataforma: habilitar los puntales y tablas que servirá de plataforma previa medición del mismo, luego con ayuda de la soga hacer subir según el paso 2º. Anclado con los respectivos arneses, el maestro y el ayudante colocaran de acuerdo al estándar los puntales y tablas respectivas, dejando ordenando para iniciar con la perforación. 6º Perforación: provisto de arnés, e instalado la maquina con sus respectivas líneas de aire y agua iniciar la perforación de los taladros, de acuerdo a la malla trazada, adicional a ello, el tipo de roca decidirá la longitud de la barra a perforar. 7º Fin de la perforación, culminado la perforación, cerrar las válvulas de aire y agua, desconectar de la máquina; repasar el desate de roca, guardar la máquina y herramientas en lugar seguro protegido contra el disparo. Pasó extraordinario; Se paralizara la perforación, cuando hay desprendimiento de roca continuo, cuando la ventilación es deficiente o hay presencia de gas y/o calor extremo. 05. 06. 07. 08. 206

Reg. 04-02: Matriz de evaluación de riesgos Reg. 04-E23: Cartilla de cinco puntos de seguridad Reg. 01-E06: Diseño de malla de perforación Reglamento de Seguridad e Higiene Minera D.S. Nº 046-2001 EM; Art. 185, 226, 227, 204, 205 y


Pasantas - Ingeniería de Minas Realizado por:

Revisado por:

Aprobado por:

Aprobado por:

Ing. SSOMAC MINA

Ing. Asistente de Superintendente de Mina

Ing. Superintendente de Mina

Ing Superintendente Seguridad

Fecha: 01-05-2009

Fecha: 12-05-2009

Fecha: 14-05-2009

Fecha: 15-05-2009

de

1

Historial de Revisiones N° Aprobación 01 20/09/2005 02 19/07/2006 03 15/03/2007 04 15/05/2008 05 16/03/2009 07 15/05/2009

Descripción del Cambio Revisión Anual Nuevo Formato Cambio de Superintendente de Mina Revisión Anual Revisión Anual Revisión anual

Vigencia

02/05/2007 18/05/2008 16/03/2009 15/05/2009


71

CAPÍTULO

VII

PERFORACIÓN CON EQUIPO MECANIZADO

1 DESCRIPCION, VERIFICACION Y CONTROL DE LOS EQUIPOS DE PERFORACION MECANIZADA 1.1 DESCRIPCIÓN DE UN JUMBO ELECTROHIDRAULICO DIFERENCIAS ENTRE LA PERFORADORA JACKLEG Y LA JUMBO CARACTERÍSTICAS

JACKLEG

Fuente de energía

Aire comprimido de 70 a 85 PSI 1150 imp/min 103 Db 150 RPM Partículas de aceite Caída de presión

Velocidad de percusión Nivel de ruido Velocidad de rotación Medio ambiente Pérdida de potencia

JUMBO

Presión hidráulica 2000 a 3500 PSI 3600 imp/min 101 Db 160 a 220 RPM No hay contaminación Es menos por caída de voltaje

Marcas ATLAS COPCO

Simba Rango completo de equipo para perforación de taladros largos en aplicaciones subterraneas Perforación hasta 130 metros de largo y diámetros entre 48 a 165 mm

-

Equipo neumáticos Top Hammer Equipo Down The Hole Equipo hidráulicos Top Hammer

Peso De 1.3 a 20 ton.

72



Parámetros de perforación Equipo de marca

Raptor

Nombre

Jumbo electrohidráulico Long Hole

Modelo

JMC 9

Perforadora

COP 12.38 (martllo)

Nº de personas

2

Velocidad de Penetración

0.8 m/min

Rendimiento por dia

80 m/dia

Rendimiento por dia

160 m/dia

Guardia por mes

28

Metros perforados por mes

1180 m

Toneladas por metro perforado

4.5

Producción por mes

20 000 TM

Disponiobilidad Mecánica

80%

Columna de perforación

T38

Barras para extensión

4 pies

Diámetro de perforación

60 mm

Longitud de taladro

10m - 16m

Burden

1.5 m

Espaciamiento

1.5 m

Costos de perforación

4.5 $/m (equipo + aceros)

ROCKET BOOMER104

Rocket Boomer 104

Rocket Boomer 281

www.atlascopco.com .atlascopco.com

M2C

M2C

Rocket Boomer 282

Rocket Boomer M2 C


73

Manual del Estudiant Estudiante e

www.a .atlascopco.c

www.atlascopc o.com

om

L2C L2C

Rocket Boomer L2 C

Rocket Boomer XL3 C

SANDVIK TAMROCK

7.0 x 11 m Axera T07

8.5 x 12 m

1.0 x 14 m

Axera T07

Axera T10

1.1 x 16 m Axera T11

1.2 x 16.6 m Axera T12

Jumbo para perforación de túneles

3.6 x 4.5 m Axera D04

5.2 x 5.5 m A xera D0 D05 126

5.3 x 6.9 m Axera D0 6226

6.0 x 8.2 m Axera D0 7240

JUmbo para perforación en minería Vida úl de aceros según fáfrica en mecizos rocosos item

74

acero

unidad

vidad úl

1

Barra Hex. cónica 11 x 4 pies

pieza

900 p. p.

2


pieza

900 p. p.

3


pieza

900 p. p.

4


pieza

900 p. p.

5

Barra Hex. cónica 11 x 8´ pies

pieza

900 p. p.

6

Barra Hex. cónica 11 x 4´ pies

pieza

900 p. p.

7

Broca conica de 36 mm

pieza

350 p. p.

8


pieza

350 p. p.

9


pieza

350 p. p.

10

Coupling Mixto R38/T38

pieza

90000 p. p.

11

Coupling reductor

pieza

90000 p. p.

12

Barra tunelera R38-H35-R32 x 14 pies

pieza

9500 p. p.

13


pieza

9000 p. p.

14


pieza

8500 p. p.

15


pieza

8000 p. p.

16

Barra MF T38-RD38-T38 x 4 pies

pieza

900 p. p.

17

Barra para so sostenimiento de de 8 pies (R (R38-H28)

pieza

70 00 00 p. p. p.

18

Broca R32 x 51 mm

pieza

1250 p. p.

19

Broca R32 x 45 mm

pieza

1200 p. p.

20

Broca R32 x 38 mm

pieza

1200 p. p.

21

Broca Rimadora de 4´´

pieza

2000 p. p.

22

Adaptador Piloto R32

pieza

2000 P. P.

23

Broca Retracl T38 x 64 mm

pieza

650 p. p.


6.4 x 9.8 m A xera D0 D07 26 0

CAPÍTULO

VIII

MALLA DE PERFORACIÓN Y CÁLCULO DE FACTOR DE CARGA

1 MALLA Es la forma en la que se distribuyen los taladros de una voladura, considerando básicamente a la relación de BURDEN y ESPACIAMIENTO y su directa vinculación con la profundidad de taladros. En el diseño de una voladura de banco se puede emplear diferentes trazos para la perforación, denominándose denominándose malla cuadrada, rectangular y triangular o alterna. Basándose en la dimensión del burden.

CUADRADA B=E

RECTANGULAR E=2B

TRIANGULAR E=B/2

Los diseños de amarre de las conexiones entre los taladros de los trazos de perforación anteriores, determinan el diseño de las mallas de salida, siendo las más empleadas la longitudinal y las combinadas. Ejemplos con malla cuadrada. Los diseños de amarre de las conexiones entre los taladros de los trazos de perforación anteriores, determinan el diseño de las mallas de salida, siendo las más empleadas la longitudinal y las combinadas. Ejemplos con malla cuadrada.


75


2 DEFINICIONES a.- BURDEN: Es la distancia perpendicular del taladro hacia la cara libre del disparo ó al taladro de alivio. b.- ESPACIAMIENTO: Es la distancia lateral entre taladro y taladro. c.- CARA LIBRE: Es el frente o los lados que se quiere volar ó disparar. . El frente de una galería, chimenea y pique tendrá una cara libre. . Un tajeo de explotación y banco tendrá dos. . La esquina de un banco tendrá tres.

3 DISTRIBUCIÓN Y DENOMINACIÓN DE LOS TALADROS a.

b.

c.

d. e. f.

76

ARRANQUE: Son los taladros del centro, que se disparan primero para formar la cavidad inicial en la galería. Por lo general se cargan de 1.3 a 1.5 veces más que el resto de los taladros. AYUDAS DE ARRANQUE: Son los taladros que rodean a los taladros de arranque y forman la salida hacia la cavidad inicial. De acuerdo a la dimensión del frente varía su número y distribución, comprendiendo a las primeras contra ayudas, segunda y tercera ayudas o sea ensancha el vacío creado por el arranque y no tiene barrenos vacíos. PRODUCCIÓN: Es la voladura principal, en cuanto al volumen de arranque se refiere. El esquema suele ser más abierto que el arranque y ayuda de arranque, con menores consumos específicos de explosivo. CUADRADORES: Son los taladros laterales (hastíales) que forman los flancos del túnel. ALZAS O TECHOS: Son los que forman el techo o bóveda del túnel. También se le denominan taladros de corona. ARRASTRE O PISOS: Son los que corresponden al piso de la galería, por lo general se disparan al final de toda la tanda.




77


EJEMPLO DE MALLAS DE PERFORACION SEGÚN EL TIPO DE ROCA ROCA II – A

ROCA II - B

100

m 0 6 . 0

100

m 0 2 . 0

100

100 m 0 6 . 0

50

50

m 0 3 . 0

100

m 0 3 . 0

m 0 6 . 0

16

7

70 m 0 7 . 0

32

m 0 6 . 0

4

70

32

1

70

m 0 7 . 0

6

2

6 3 24

24

4

5

14

7

0.70 m

180

140

140

0.60 m

0.60 m

1 m 0 7 . 0

7

0.40 m

7

2 3

70

70 4

5 0.80 m

m 0 6 . 0

16

m 0 2 . 0

70

5

4

0.25 m

m 5 3 . 0

0.70 m

m 0 6 . 0

70

14

0.15 m

m 0 6 . 0

0.15 m

m 5 2 . 0

6

m 0 7 . 0

5

100 m 0 3 . 0

16

m 0 6 . 0

14

70

32 24

100

32

100

m 0 3 . 0

32

100

24 32

m 0 2 . 0

100

180

140

0.40 m

14

6 0.80 m

180

140

140

140

16

m 0 2 . 0

180

0.60 m

0.60 m

0.60 m

0.60 m

ROCA III – B

0.60 m

0.60 m

ROCA IV - A 100

100

m 0 4 . 0

100 m 0 6 . 0

100

m 0 4 . 0

100 m 0 6 . 0

32 50

50

100 32

50 100

m 0 6 . 0

m 0 4 . 0

16

70

m 0 6 . 0

m 0 3 . 0

100

14

6

m 0 7 . 0

70

2

5

1

0.55 m

7

7 0.25 m

70

70

3 m 5 4 . 0

m 0 6 . 0

14

16

6

m 0 7 . 0

1

6

4 7

78

0.25 m

180 0.80 m

200

m 0 6 . 0


0.55 m

7

70

2

14

3 0.40 m

6

16

0.80 m

0.80 m

140 0.80 m

Saber, Saber hacer, Saber se

3

0.10 m

m 5 4 . 0

180

18

14

0.20 m

16 m 0 2 . 0

m 0 3 . 0

70

70

180 0.80 m

m 0 6 . 0

100

m 0 4 . 0

0.40 m

0.80 m

200

m 0 6 . 0

70

4

50

100

140 0.80 m

m 0 2 . 0

180 0.80 m

Pasantas - Ingeniería de Minas Determinación del Nº de taladros en el frente.El Nº de taladros requerido para una voladura en un frente subterráneo, depende del tipo de roca, del tipo de explosivo a usarse y del tipo de iniciación a emplearse. Se puede calcular el Nº de taladros en forma aproximada mediante la fórmula empírica: N°tal. = 10 x (A x H)

1/2

Donde: A= ancho del túnel H= Altura del Túnel Ejemplo1:

O en forma más precisa con la relación: N° t = (P/dt) + (c x S) Donde: P: circunferencia o perímetro de la sección del Túnel, en m, que se obtiene con la fórmula: P=

4

S

dt: distancia entre los taladros de la circunferencia o periféricos que usualmente es de:

Ejemplo: 2 Para el mismo túnel de 5 m de área, en roca intermedia, donde tenemos: P = 4 x √(5) = 4 x 2,2 = 8,8 dt = 0,6 c = 1,5 2 S=5m Aplicando la fórmula: N°t = (P/dt) + (c x S), Tenemos: (8,8/0,6) + (1,5 x 5) = 14,7 + 7,5 = 22 taladros.


79


4 DISTANCIA ENTRE TALADROS Se determina como consecuencia del Nº de taladros y del área del frente de voladura. Normalmente varían: De 15 a 30 cm. entre los arranques De 60 a 90 cm. entre taladros de ayuda De 50 a 70 cm. entre los cuadradores. Estas distancias se toman con mucho criterio considerando los parámetros geomecánicas de la roca del frente de perforación Concentración de Carga de Fondo en un Frente.-

Parámetros que influyen en la voladura de un frente: v Sección del frente v Tipo de roca v Número de taladros v Diámetro de taladros v Profundidad de taladros(Longitud) v Tipo de explosivo a emplear v Tipo de iniciación a emplear La cantidad de carga explosiva es función de : v Sección del túnel v Tenacidad de la roca (Dureza). Evaluación de un disparo en un Frente: v Grado de fragmentación de la roca v Volumen roto(m3) v Avance logrado(m) v Factor de carga v Características del contorno (Sobre perforación) v Factor de perforación(m.perf./ m.avance) v Costos. CORTE QUEMADO.Es cada vez más empleado, comprende a un grupo de taladros paralelos de igual diámetro perforado cercanamente entre sí, dispuesto en forma concéntrica, algunos de los cuales no contienen carga explosiva de modo que sus espacios vacíos actúan como caras libres para la acción de los taladros con carga explosiva cuando detonan.

El diseño más simple es de un rombo con cinco taladros, cuatro vacíos en los vértices y uno cargado al centro.

80


Pasantas - Ingeniería de Minas EJEMPLOS DE CORTE QUEMADO

(a)

(b)

(c)

(d)

DISTANCIA ENTRE EL TALADRO CENTRAL VACIO Y LOS TALADROS DE ARRANQUE


81


.b.- Diseño geométrico cuatro secciones con taladros paralelos

CALCULO DE LA MALLA TEORICA (BURDEN Y ESPACIAMIENTO).La distancia entre el taladro central de alivio y los taladros de la primera sección no debería exceder de 1,7 x D2 (D2 es el diámetro del taladro de alivio y D1 el de producción) para obtener una fragmentación y salida satisfactoria de la roca. Las condiciones de fragmentación varían mucho, dependiendo del tipo de explosivo, características de la roca y distancia entre los taladros cargados y vacíos. Para un cálculo más rápido de las voladuras de túnel con cortes de taladros paralelos de cuatro secciones se puede aplicar la siguiente regla práctica: Una regla práctica para determinar el número de secciones es que la longitud del lado de la última sección B sea igual o mayor que la raíz cuadrada del avance:

CALCULO DE LA MALLA TEORICA (BURDEN Y ESPACIAMIENTO).-

PROFUNDIDAD DE LOS TALADROS (H) La profundidad de los taladros los cuales romperán hasta el 95% ó más de su profundidad total, puede determinarse con la siguiente formula: H = (DH + 16.51)/41.67 H = profundidad en metros (m). DH = Diámetro de taladro vacío (mm) = 71 mm. H = (71 + 16.51)/41.67 = 2.10m.

82


Pasantas - Ingeniería de Minas . L = 0.95 x H L = Longitud de avance. H = profundidad (m). L = 0.95 x 2.10 = 2.00m.

Burden de taladros auxiliares o producción. B2 = 0.012 (2 Sge/SGr + 1.5) S = 1.10 B S = Espaciamiento. T = 0.5 B B = Burden. T = taco. De = Diámetro del explosivo en (mm). SGr = Densidad de la roca gr./cc. Sge = Densidad del explosivo (gr./cc) Burden de los taladros de arrastre al piso. B3 = 0.012 (2Sge/SGr + 1.5) De T = 0.20 B

S = 1.10 B

Burden de taladros de contorno, cuadradores y alzas. Comúnmente detonados con voladura de recorte, con taladros espaciados de 0.45 a 0.60 m entre centros. De otra manera se calcula. B4 = 0.012(2Sge/SGr + 1.5) De S = 1.10 B

5 CALCULO DE FACTOR DE CARGA Generalidades: El factor de carga es muy importante para definir el diseño de la malla de perforación partiendo del cálculo teórico, para ir probando con los resultados de campo el que nos permita obtener los parámetros de nuestra realidad. Se define como el peso del explosivo utilizado de una voladura dividido por el volumen total de roca arrancada y se expresa:

Kilos de explosivo utilizado/ Toneladas de roca volado Kilos de explosivo utilizado/ Volumen de roca volado Kilos de explosivo utilizado/ Metros de avance

= = =

KG/TM. (En tajeos) KG/M3 KG/M.L (Desarrollos)

Cantidad de carga: Depende de la tenacidad de la roca y de la dimensión del frente de voladura. Influyen: el número, diámetro y profundidad de los taladros y el tipo de explosivos e sistema de iniciación a emplear. Se debe tener en cuenta que la cantidad de explosivo por M3 a volar disminuye cuanto más grande sea la sección del túnel y también aumenta cuanto más dura sea la roca. En minería los consumos de dinamita varían generalmente entre: 0.3 a 0.8 Kg. / M3


83


Como genera i a , pue en consi erar os siguientes actores para:

Distribución de la carga: C.1 Movimiento de roca Volumen (V) = S x L Donde : V volumen de roca : S dimensión de la sección, en m2 : L longitud de taladros, en m. : Tonelaje (t) = (V) x ρ Donde: ρ: densidad de roca, usualmente de 1.5 a 2.5 (ver tablas) Distribución de la carga: C.1 Movimiento de roca Volumen (V) = S x L Donde: V : volumen de roca S : dimensión de la sección, en m2 L : longitud de taladros, en m. Tonelaje (t) = (V) x ρ Donde: ρ: densidad de roca, usualmente de 1.5 a 2.5 (ver tablas)

84



an

a

e carga

=

x g. m

Donde: V : volumen estimado, en m3. Kg./m3:carga por m3 (cuadro posterior)

Carga promedio de taladro

Qt / Nºt

Donde: Qt : carga total de explosivo, en Kg. Nº tal. : Número de taladros.

PROCEDIMIENTO MARCA DE LA MALLA DE PERFORACION.•

•

• •

•

Antes de perforar un frente de una galería se recomienda marcar los puntos de perforación, siguiendo los siguientes pasos: Marcar la gradiente y dirección usando los puntos colocados por topografía, para el cual se usarán los respectivos cordeles. Cuadricular el frente de acuerdo a la sección, gradiente y dirección de la galería. Distribuir los taladros marcándolo a partir del centro del frente, esto de acuerdo a la malla de perforación y número de taladros calculados previamente Señalar con un atacador la dirección de cada uno de los taladros al momento de efectuar la perforación de estos.

EJEMPLOS DE MARCADO DE MALLA DE PERFORACIÓN EN FRENTES


85


86



EJEMPLO DE CÁLCULO DE TALADROS PARA UN FRENTE

Para cálculo de la cantidad de taladros en frente de desarrollo minero se aplica de la siguiente forma: : N°t = (P/dt) + (c x S), Donde. P = Perímetro. Dt =distancia de los taladros de la periferia (m) C = coeficiente. S = sección de la labor (m2) Datos: Ancho de labor = 4.30m. Alto de labor = 4.00m. S = 4.30m x 4.00 = 17.20 m2. P =

4

S

= 4 17.20

Entonces P = 4 x 4.15 = 16.60. dt y C se aplica la siguiente tabla predeterminada


87


. dt = 0.65 C = 1.5 S = 17.20 m2 P = 16.60 m. Reemplazando la formula tenemos: NT = (16.60 /0.65) + (1.5 x17.20) NT = 25.54 + 25.80 = 51.33 = 51 taladros. CALCULO DE LA CANTIDAD DE CARGA

Para calcular la cantidad de carga explosiva se requiere conocer: longitud del taladro, el diámetro del mismo, el tipo de roca a volar, además las dimensiones del explosivo. Desde el punto de vista teórico la carga promedio por taladro es de 2/3 de la longitud del taladro, con respecto al diámetro se tiene que tener en cuenta tanto el diámetro del cartucho y el diámetro del accesorio para no ser dañado durante el atacado.

•

Ejemplo en el cálculo anterior se considera 51 taladros perforados como promedio. Taladros de alivio 02.

•

Taladros cargados = 51 – 2 = 49 taladros cargados.

•

Longitud del taladro 1.80m.

•

Carga promedio 2/3 partes del taladro.

•

Que será 2/3 x 1.8m = 1.20m de carga.

•

Tamaño del cartucho 1” x 8”.

•

Numero de cartuchos por taladro 1.20m / 0.20 m = 6 cartuchos/taladro.

•

Numero total de cartuchos = 6 cart/tal x 49 tal = 294 cartuchos.

•

Peso de cada cartucho explosivo = 0.118 Kg.

•

Peso total del explosivo = 294 cart x 0.118 Kg./cart = 35 Kg.

•

Sección de la labor 17.20 m

•

Longitud de la perforación 1.80m.

•

Longitud de taco 0.20m.

•

Avance real = 1.80m – 0.20m = 1.60m.

•

Volumen = 17.20 m2 x 1.60m = 27.5 m3.

•

densidad de la roca 2.7 TM/ m3.

•

Tonelaje = 27.5 m3 x 2.7 TM = 74.30 TM.

•

Factor de carga =

88


2


Corte en cuña o en “v” (Wedge CUT) Comprende a cuatro, seis o más taladros convergentes por pares en varios planos o niveles (no hacia un solo punto) de modo que la cavidad abierta tenga la forma de una cuña o “trozo de pastel”. Es de ejecución más fácil aunque de corto avance especialmente en túneles estrechos, por la dificultad de Perforación. La disposición de la cuña puede ser en sentido vertical horizontal. El ángulo adecuado para la orientación de los taladros es de 60 a 70°.Es más efectivo en rocas suaves a intermedias, mientras que el de la pirámide se aplica en rocas duras o tenaces.

DISEÑO DE MALLA DE PERFORACIÓN EN TAJEOS . Problemas que causan un mal diseño de malla • Exceso de trabaja del equipo rompe bancos. • Atoros en la zona de carguío. • Disminución de de la producción de mineral. • Atoros en parrillas. • Perdidas en el ciclo de transporte e izaje. • Excesivo gasto adicional en perforación secundaria.

Calculo de la malla teórica (burden y espaciamiento) La determinación de del burden requiere del conocimiento de varias propiedades físico mecánico de las rocas y de los explosivos, tales como: la resistencia a la tensión, presión de detonación, gravedad específica aparente, diámetro y longitud de la carga explosiva, longitud del taladro, etc. Generalmente la información necesaria no es fácilmente disponible.

La formula de la teoría de R. Ash. Relaciona el diámetro del taladro, densidad de roca y velocidad de explosión del explosivo. Se basa en los radios básicos (Kb) o relación que son adimensionales. Ellas también pueden ser aplicadas en voladuras subterráneas con resultados eficientes. La experiencia práctica muestra con el radio Kb = 30, se puede esperar resultados satisfactorios para condiciones de campo promedio. La formula es:

B

30 xD =

x3

12

2 .6 Dr

×

3

Va 12000

Donde D = Diámetro de taladro = 2” Dr = Densidad de la roca promedio = 3.63 Va = Velocidad de la detonación de ANFO = 8,833 pies/seg. Saber, Saber Hacer, Saber Ser

89


B = (30 x 2/12) x (2.6/3.63)

1/3

x (8333/12000)

1/3

B = 5 x 0.8947 x 0.885537 x 0.3048 = 1.23 m B = 1.20 m. Malla cuadrada práctica teórica: B = S = 1.20m. Malla teórica 1.20m x 1.20m.

Fórmula de C. Konya Basada en las teorías del Dr. Ash. Determina el burden con base en la relación entre el diámetro de la carga explosiva y la densidad, tanto del explosivo como de la roca, según:

B

3.15 De x3

=

SGe SGr

Donde: B: burden, en pies. De: diámetro del explosivo, en pulgadas. SGe: densidad del explosivo. SGr: densidad de la roca. Ejemplo: Para un taladro de 3” de diámetro a cargarse con un ANFO de 0,85 de densidad, en una roca calcárea de 2,7 de densidad, el burden deberá ser de: Sge Sgr De

= 0.85 ANFO = 3.63 (roca) = 2 pulg.

Luego: B

=

3.15 x 2" x3

B 3.15 x 2 x 0.62 3.91 pies x =

Malla teórica cuadrada

=

0.85 3.63

1m 3.28 pies

=

1.20m

B = 1.20m. E = 1.20m

Formulas prácticas. Recordar que en la práctica se aplica reglas empíricas entre las que podemos considerar las siguientes: a. Considera el burden como igual al diámetro del taladro en pulgadas, pero expresando en metros. Ejemplo.

Para diámetro de 3” el burden será de 3m. Para diámetro de 2” el burden será de 2m.

b. Otra

formula practica es: B = 35 x D, cuando se emplea ANFO, como en nuestro caso. Ejemplo:

90

para diámetro de 2”, tendremos: B = 35 x 2 = 70” x 25.4 = 1778 mm = 1.78m = 2.0m aproximado.



c. Según

Langefors: B = 0.046 X D (mm) B = 0.046 x 51 mm (2”) = 3.25m = 2.4M aprox.

Factores que intervienen en la voladura de rocas. • • • • • • • •

Operacionales. Para utilizar la perforación y voladura se debe tener presente lo siguiente. Velocidad de carguío del mineral. Evitar perforación secundaria, planteos y sobre perforación. Evitar atoros en los chutes. Uniformizar la abertura de las parrillas (en los tajeos) El transporte del mineral roto. Chancado primario.

FACTORES PROPIOS DE LA PERFORACIÓN Y VOLADURA. •

• • • • • •

La fragmentación de las rocas y minerales mediante voladura con explosivos es afectado por diversos parámetros, los que puede agrupar en los siguientes: Parámetros de la roca. Tenacidad o fuerza cohesiva de roca (resistencia a la rotura) Densidad especifica. Estructura o textura de la roca (maciza, estratificada, fallada, fisurado, alterada, etc.) Velocidad de propagación o frecuencia sísmica. Impedancia característica.

Parámetros de carga geometría del disparo • Densidad. • Velocidad de la detonación. • Presión de la detonación. • Volumen de gases. • Niveles de energía disponible. Parámetros de explosivos • Diámetro de carga explosiva. • Factor de acoplamiento. • Distribución de carga. • Sistema de encendido. • Diámetro del taladro. • Malla de perforación (burden y espaciamiento) • Longitud de taladro. Evaluación de un disparo en un Frente: • Grado de fragmentación de la roca • Volumen roto(m3) • Avance logrado(m) • Factor de carga • Características del contorno (Sobre perforación) • Factor de perforación(m.perf./ m.avance) • Costos.


91


PROBLEMAS PRACTICOS DE VOLADURAS SUBTERRANEAS Problema 1 En una galería cuyas longitudes son: Ancho de Galería : 3.5 m Altura de Galería : 3.0 m : 14 pies Profundidad de Taladro Diámetro de Taladro : 2” 3 Densidad de Roca : 2.90 TM/m Tipo de Roca : Intermedia RMR 45 Se utiliza un Taladro de Alivio de 4” de diámetro y se tiene una eficiencia de avance del 95% de la longitud de perforación Para la voladura se utiliza ANFO, como explosivo y Emulsión encartuchada como cebo para iniciar los taladros. 3 Densidad del ANFO : 0.85 Gr./cm Calcular: • • • •

• • •

El Nº de Taladros según las fórmulas convencionales. Si se carga las ¾ partes del taladro cuanto mide el taco Calcular el volumen roto por disparo Calcular la longitud de ANFO que se debe utilizar en esta voladura

Calcular el Factor de Potencia o factor de carga Cuantas emulsiones se tiene que utilizar. Comentar que accesorios de voladura utilizaremos en esta galería

Problema 2

En un tajeo se perforo 34 taladros de 6 pies donde el diámetro de taladro es de 38 mm este tajeo tiene las siguientes características: Ancho de labor : 0.90 m Malla de Perforación : 0.8m x 0.8m Tipo de Minado : Realce (perforación Vertical) Densidad de Roca : 3.5 TM/m3 Explosivo utilizado : Dinamita Semexa 60% Cartuchos por taladro : 6 Cartuchos/taladro Peso del cartucho Dinamita : 0.018Kg/cartucho Peso de una caja de Dinamita : 25 Kg Para la voladura se utiliza Carmex. Calcular: • • • • •

92

Volumen de Mineral roto Toneladas de mineral roto Kilogramos de explosivo utilizado en la voladura en cajas Factor de carga o factor de potencia Hacer un croquis del tajeo y comentar sobre los accesorios utilizados en la voladura.



6 COSTOS DE VOLADURA Para el realizar los costos de voladura se necesita tener los precios de los accesorios de voladura, el precio de los explosivos y también es necesario conocer el costo de perforación. Esto lo realizaremos a través de ejercicios prácticos. Problema 3

En una rampa negativa con 12% de gradiente, se perfora con jumbo se tiene la siguiente información de campo: Ancho de la rampa : 3.0 m Altura de la rampa : 3.0 m Densidad de la roca : 2.85 TM/m3 Calidad de Roca : Intermedia Tipo III Longitud de Barra de perforación : 12 Diámetro de taladro producción : 51 mm Diámetro de taladro de alivio : 2” Número de taladros alivio :2 Eficiencia de Perforación : 90% Eficiencia de Avance : 95% Peso de la dinamita 65% 11/4” x 8 : 184 Gramos/cartucho (semigelatinas) Accesorios utilizados:

Fanel MS de 4.2m Fanel LP de 4.2m Carmex de 2.1 mt Mecha rápida Mecha Lenta

Precio Precio Precio Precio Precio

: 1.30 $/unidad : 1.30 $/unidad : 0.47 $/unidad : 0.35 $/mt : 0.104 $/mt


93

CAPÍTULO

IX

PATRONES DE PERFORACIÓN

1 GENERALIDADES MALLAS PARA FRENTES

38 TALADROS CARGADOS, 8 TALADROS DE ALIVIO


94


Pasantas - Ingeniería de Minas ROCA III – B

ROCA IV - A

100 m 0 4 . 0

100 m 0 6 . 0

100 32

50

50

100

m 0 6 . 0

70

m 0 6 . 0

16

6

m 0 7 . 0

1

14

0.25 m

4

3

0.55 m

7

0.10 m

0.20 m

70

70

2 3

m 5 4 . 0

14

0.40 m

6

16

0.80 m

180

140

140

0.80 m


m 0 3 . 0

70

7

m 0 6 . 0

100

m 0 4 . 0

0.80 m

m 0 2 . 0

180 0.80 m


MALLAS PARA CHIMENEAS

1,5

1,5

MALLAS PARA TAJEOS MALLA DE PERFORACIÓN EN REALCE -VETAS Y CUERPOS (Ancho > a 2.0m)

0.8m

0.8m

0.8m

0.8m

0,8 M .

0,8 M

0,8 M

0,8 M

m


95


MALLA DE PERFORACIÓN EN REALCE- VETAS Ancho de: 1.0m a 2.0m)

. m

. m

0.7m

. m

. m

0.7m

96


0.7m

0.7m


2 VERIFICACIÓN Y CONTROL DE LOS PATRONES Y PARÁMETROS DE LAS MALLAS. MARCADO DE MALLA DEL FRENTE 1.

OBJETIVO Asegurar la correcta ejecución de marcar el frente de trabajo de acuerdo a la malla de perforación para voladura.

2.

ALCANCE Aplica desde que se han colocado todas las referencias topográficas hasta que se ha terminado de marcar el frente de acuerdo a la malla del disparo correspondiente.

3.

DEFINICIONES Y ABREVIATURAS Cajas: Son los contornos laterales del túnel. Arranque: Sección del frente del túnel que tiene como objetivo crear cara libre hacia el cual rompen las cargas restantes de la sección. Gradiente: Son dos pares de clavos topográficos ubicados en formas paralelas y perpendiculares a las cajas de la labor, a 1,00 metro del piso del proyecto con su respectiva pendiente. Cada par de clavos topográficos se ubicaran entre sí a no más de dos metros y no menos de uno.

4.

REFERENCIAS Procedimiento PT-OPCN-01: Desate de Rocas. Procedimiento PT-OPCN-14: Trabajos con Grúa usando plataforma de trabajo.

5.

PROCEDIMIENTO

5.1

Verificaciones previas a la operación

5.1.1

Antes de empezar cualquier trabajo en terreno, el Topógrafo solicitará al Jefe de guardia o Capataz, la autorización para ingresar al área requerida.

5.1.2

Se debe tener el sostenimiento realizado hasta el frente

5.1.3

Debe existir croquis o plano de la malla de perforación.

5.1.4

Se debe realizar el llenado de los 5 puntos.

5.1.5

Las referencias topográficas deben estar instaladas

5.2

Proyección de la gradiente

5.2.1

Se deberá confinar el área con letreros de prohibición e iluminar el sector de trabajo.

5.2.2

Se instalarán cuerdas de centro y gradiente. Estas deben estar con referencia a tres puntos.

5.2.3

El Capataz encontrará el punto de intersección de las tres cuerdas colgadas desde el centro de la labor. Esta intersección deberá ser proyectada al frente, y el Minero marcará el punto correspondiente cuando el Capataz se lo indique. Se marcarán tres puntos para que después sobre estos se dibuje la línea de centro en el frente.

5.2.4

El Capataz proyectará la gradiente en el frente al interceptar 3 pares conocidos de la gradiente. El supervisor le indicará al Minero el lugar de la proyección, para que este lo marque con pintura. Esto se hará para ambas cajas. Una vez marcados estos puntos, se dibujará una línea que los una.


97


5.3

Marcado de Malla de Perforación del frente

5.3.1

Marcada la gradiente y el eje, se procederá a marcar el arranque con huincha. Para esto se tomará como referencia la malla de disparo, y se marcará con respecto a la distancia que se encuentra el arranque respecto a la gradiente y al eje.

5.3.2

A continuación se marcará el contorno. En el caso del contorno circular se identificará el centro de este. Una vez marcado el centro y con una madera que tenga el radio de la circunferencia se procederá a marcar las perforaciones a las distancias correspondientes (tipo compás) de acuerdo con la malla de voladura.

5.3.3

El contorno no circular se marcará con una madera que tenga el tamaño de la distancia desde el eje a la periferia. Se pondrá la madera en el centro y en el otro extremo se marcará con pintura.

5.3.4

Las marcaciones restantes serán indicadas por el supervisor al ayudante. El Capataz irá verificando la malla de disparo e irá indicando el lugar donde el ayudante deberá pintar.

5.3.5

La operación finalizará cuando la malla de disparo esté completamente marcado en el frente.

6.

MARCACION DEL FRENTE USANDO ALINEADOR LASER MANUAL:

6.1

Túneles Rectos.

Se colocara un alienador láser manual en la caja posterior de una labor con el fin de hacer más rápida la marcación del frente, evitando colgar los tres plomadas de ejes y las tres líneas de gradientes, este alineador quedara dispuesto de tal forma que su rayo este comprendido en el eje y la gradiente de una labor teórica. Si no tuviera la caja posterior, se colocara el láser de caja a caja en una distancia de 50 mts. Aprox.Usando los desplazamientos horizontales en el frente de acuerdo a la tabla de desplazamientos preparada por el jefe de topografía. Se usaran desplazamientos al eje en el frente y el taco del disparo se marcara 4 metros atrás del frente para asegurar su correcta marcación. El capataz debe disponer de una huincha de medir, ya sea normal o electrónica (disto) para realizar la medida desde el alineador a la frente y así efectuar los desplazamientos requeridos en la tabla de acuerdo a la medida obtenida en terreno. Este sistema se puede emplear en túneles rectos , rampas circulares o espirales. Evitando el uso de las plomadas que se mueven por efecto de la ventilación causando diferencia en la marcación de la frente. 6.2

98

Rampas Circulares o Espirales. Además este sistema se aplicara para el desarrollo de curvas horizontales, las cuales serán replanteadas mediante una tabla de desplazamientos elaborada por el Jefe de Topografía, estos desplazamientos serán horizontales o verticales, dependiendo de las pendientes y los radios involucrados en el proyecto. Se usaran desplazamientos al eje en la frente y el taco del disparo se marcara 4 metros atrás de la frente para asegurar su correcta marcación. El capataz debe disponer de una huincha de medir, ya sea normal o electrónica (disto) para realizar la medida desde el alineador a la frente y así efectuar los desplazamientos requeridos en la tabla de acuerdo a la medida obtenida en terreno. Este sistema se puede emplear en túneles rectos, rampas circulares o espirales. Evitando el uso de las plomadas que se mueven por efecto de la ventilación causando diferencia en la marcación de la frente.


CAPÍTULO

X

ACCESORIOS DE VOLADURA

Las mezclas explosivas por si solas no pueden ser detonadas por si solas. De manera que para ser usadas eficientemente, necesitan de elementos que produzcan una onda de detonación o una chispa para iniciar y/o transportar esta onda o chispa de taladro a taladro, y un tercer grupo que retardan y controlan los tiempos de detonación de cada grupo de taladros; y estos son precisamente los llamados accesorios de voladura.

1 DEFENICIÓN Accesorios de voladura son todos aquellos dispositivos requeridos para iniciar y/o retardar cargas explosivas por métodos adecuados y aprobados. Los accesorios de voladura son elaborados a base de explosivos primarios o iniciadores, diseñados para enviar una señal y detonar una carga explosiva cuando ha sido adecuadamente instalada y activada. Actualmente, el sistema de energetización de los detonadores llamados ordinarios por medio de mecha lenta, que implica un alto riesgo de accidentes para los artilleros y una falta de control de los tiempos de salida con unas repercusiones negativas en el rendimiento de las voladuras y en las alteraciones a que pudieran dar lugar estas, ha sido casi totalmente sustituido por sistemas más seguros y fiables.

2 CLASIFICACIÓN DE LOS ACCESORIOS DE VOLADURAS Clasificaremos los explosivos más utilizados en la industria minera: 2.1. FULMINANTE COMUN

Consiste en una cápsula cilíndrica de aluminio de 6.2 mm de diámetro, cerrado en un extremo donde se coloca de 300 a 400 mgr de explosivo base (PENT) y sobre esa se coloca una carga primaria altamente sensible como la ázida de plomo (200 a 300 mgr) altamente sensible a la chispa que produce la mecha o guía de seguridad. La chispa de la mecha actúa sobre la ázida de plomo y esta a su vez, hace detonar a la carga base de PENT generando una onda de choque que inicia al primer y este a su vez a la columna explosiva correspondiente.

Capsula de aluminio

Carga primaria (azida de plomo: 250 mg)

Carga base (pent 450 mg)


99


Características de los fulminantes DESIGNACIÓN Material de la capsula Longitud mm.

Diámetro exterior mm.

Resistencia a la humedad

Nº 06

Nº 08

Aluminio

Aluminio

35±0.10

45±0.10

6.2±0.10

6.2±0.10

24 horas/100%

24 horas/100%

Carga Explosiva Primaria mg.

200-300

300-400

Carga Secundaria mg.

300-400

350-450

7.000

7.000

No detonación

No detonación

Velocidad de Detonación m/s Resistencia la impacto 2 kg 1 metro de altura

La pentrita (tetranitrato de pentaeritritol) es un producto explosivo bastante estable por la estructura simétrica de su fórmula química. Presenta un aspecto pulverulento y de carácter higroscópico. La velocidad de detonación de la pentrita, con una densidad de 1,7 g/cm³ es del orden de 8.400 metros por segundo. Su fórmula química es C(CH2ONO2) 4. 2.2. MECHA DE SEGURIDAD (GUÍA DE SEGURIDAD O MECHA LENTA) La iniciación por medio de la guía de seguridad es un método anticuado, la tendencia a usarla es cada vez menor, sin embargo, en operaciones pequeñas éste método es la más simple y económica. Son cordones flexibles que tienen internamente un núcleo continuo de pólvora negra envuelto en papel kraft encerrado con cubiertas textiles, baño de brea y un revestimiento impermeabilizante de PVC. Se emplea para iniciar la detonación de un fulminante común y debe de cumplir los siguientes:

Características típicas: Impermeabilidad.- Sumergidos en agua, a una profundidad de 50 cm durante 24 horas deberá resistir la penetración del agua.

Velocidad de Combustión.- Deberá tener un tiempo de propagación de combustión uniforme cumpliendo las normas del Reglamento de Seguridad é higiene Minera con una tolerancia del 5% que está comprendido entre:

Mínimo: Máximo:

150 seg. /mt (la más rápida). 200 seg. /mt (la más lenta)

Este tiempo usualmente varía 01 segundo por cada 100 m de altura, por lo que debe medirse en mina.

100



Esta característica es fundamental para definir el concepto de mecha de seguridad (reloj minero). Continuidad de combustión.- La combustión deberá ser total, no debiendo existir cortes o interrupciones durante su combustión. Vivacidad o longitud de chispa.- El chispazo producido deberá poseer la suficiente vivacidad para encender otro trozo de mecha colocada axialmente a una distancia de 5 cm del primero, en un ambiente normal. Resistencia a la tensión.- Deberá tener una resistencia a la tensión como para soportar 30 kilos durante 3 minutos como mínimo. Diámetro externo.- Deberá tener un diámetro uniforme en toda su longitud de 5.10mm+0.15mm. Se presentan variaciones de velocidad de combustión a causa de la presión atmosférica, temperatura, clima, humedad, condiciones de almacenaje, etc. compuesto PVC

Polvora negra 5 a 6 g/m

Hilo de arrasre

Hilos de algodón con recubrimientos de brea y cargas

Cintas de papel

inumeradas como za, talco, etc.

ESPECIFICACIONES TECNICAS

CARACTERISTICAS

UNIDADES

ESPECIFICACIONES

g/cm3

5,50±0,50

Tiempo de combosón a nivel del mar

s/m

160,00±5,00

Diámetro externo

mm

5,15±0,10

Núcleo de polvora

Recubrimiento externo

Plásco

Resistencia a la impermeabilidad

Buena

Resistencia a la abrasión

Buena

* Suministro :

en cajas de carton, conteniendo 1000 m en dos rollos de 500 m cada uno.


101


2.3. CONECTOR DE IGNICIÓN Es un casquillo de aluminio con un ojal o corte lateral, que tiene una masa pirotécnica que recibe la llama de la mecha rápida y la transmite a la guía de seguridad, generando su encendido. Para su mejor conexión con la mecha rápida, tiene un block de sujeción plástico de fácil manipuleo.

Cápsula de aluminio

Masa Pirotécnico

Conexión del Block de Sujeción y el Conector de Ignición

Mecha rápida

Bloc de sujeción Conector

Mecha de seguridad

2.4. DETONADOR ENSAMBLADO El Detonador Ensamblado con conector está compuesto por los siguientes accesorios: Un fulminante simple N° 8. Un tramo de mecha de seguridad. La longitud a usar será determinada por la profundidad del taladro y del circuito de conexión establecido. Un conector de ignición con su respectivo collar plástico incorporado. En uno de los extremos de la mecha de seguridad se encuentra el conector de ignición con su collar plástico incorporado y en el otro extremo se encuentra el fulminante simple. • •

• •

102


Pasantas - Ingeniería de Minas Todos estos elementos han sido fabricados con máquinas especialmente diseñadas para un proceso industrial. Estos detonadores ensamblados son sometidos a exigentes controles de calidad. Es usado complementariamente con la mecha rápida con la cual se efectuará el circuito de encendido de una voladura planificada. Las ventajas fundamentales que se consiguen con el uso del detonador ensamblado son: Eliminar los problemas que generalmente existen en la preparación de los detonadores ensamblados en mina. Evitar el chispeo manual de la mecha de seguridad, reduciendo la exposición de los operadores a los humos de la combustión, permitiendo la salida segura del personal del lugar de disparo. •

•

Las empresas proveedoras de accesorios de voladura, le pueden llamar de diferentes maneras, por ejemplo FAMESA EXPLOSIVOS SAC, a este producto le llama CARMEX. Estos productos son proveídos longitudinalmente de acuerdo a la necesidad del usuario, esto quiere decir se adecúa fácilmente a las dimensiones del taladro de cada mina. Las Empresas proveedoras ya tienen las dimensiones utilizadas por la mayoría de las Empresas.

2.5. MECHA RÁPIDA (IGNITER CORD): Es un cordón flexible que contiene dos alambres de cobre, uno de los cuales está envuelto en toda su longitud por una masa pirotécnica especial, recubiertos con una capa plástica, cuya finalidad es impermeabilizarla, el otro alambre es para mantenerla fija sin desprenderse durante la combustión, para no causar una iniciación no prevista en el circuito de enmallado con la mecha rápida al desprenderse de su posición fija inicial.

Su objetivo es iniciar la combustión de la mecha de seguridad a través del conector con una secuencia lógica de formación de las caras libres. Tiene una velocidad de combustión promedio de: 42 seg./mt. = 12 seg./pie.


103


ESPECIFICACIONES TECNICAS

CARACTERISTICAS

UNIDADES

ESPECIFICACIONES

Peso promedio del material pirotécnico

g/m

5,00

Diámetro externo promedio

mm

1,90

Peso total promedio

g/m

6,50

Tiempo de combustón a nivel del mar

s/m

30 - 45

Cobertura

Plástca

*Suministro

en cajas de carton, conteniendo 40 rollos de 50 cada uno.

2.6. CORDON DETONANTE El cordón detonante, consiste en un reguero de un alto explosivo usualmente PENT, el cual se encuentra cubierto de materiales sintéticos como plástico y fibras textiles que lo hacen flexibles, impermeables y le dan buena resistencia a la tensión.

Tienen una velocidad de 6,800 m/seg a 7,300 m/seg y son insensibles al golpe, fricción, también no son afectadas por cargas estáticas o erráticas. Son sensibles al fulminante Nº 6, en el Perú cada proveedor le da su propia identificación por ejemplo como 3P, 3PE, 5P, 5PE, 10P, 10PE y otros como 3G, 5G, 8G y 10G, donde el número indica la densidad lineal de carga mínima y la E, que es más resistente a la tensión, así por ejemplo 5PE, es un cordón detonante de 5 gr de PENT/m y reforzado. Características Típicas. Debe ser sensible a la iniciación del fulminante Nº 06 por contacto simple. •

•

•

Debe tener una velocidad de detonación mínima de 6800 a 7300 m/seg.

•

No debe detonar por acción del fuego.

•

•

•

104

Debe transmitir la onda de detonación por contacto al ser amarrado a otro tramo del cordón (nudos).

No debe detonar por el impacto de la caída libre de un peso de 12 kilos desde una altura de un metro. Debe tener una resistencia a la tracción de 46 kilos como mínimo. Deberá ser capaz de iniciar por contacto a otro tramo del cordón detonante al interponer entre ellos cartulina cuyos espesores sumen un máximo de 5 mm.



ESPICIFICACIONES TÉCNICAS TIPO DE CORDON

SIMPLE

REFORZADO

UNIDAD

3G

5G

8G

10G

3G

5G

8G

10G

Contenido PETN

g/m

3.40

5.20

8.00

10.00

3.70

5.70

8.20

10.20

Diámetro externo Resistencia a la tensión

mm

3.10

3.40

3.70

4.00

3.90

4.10

4.60

4.90

kg

70

75

80

80

75

80

80

80

Velocidad de detonación

m/s

6 800 100

7 000 100

7 000 100

7 000 100

7 000 100

7 000 100

7 000 100

7 000 100

SI

SI

SI

SI

SI

SI

SI

SI

4

5

6

6

3

4

5

5

Impermeabilidad

%

Sensibilidad al fulminante Nº 6 Cantidad

Transmisión por cartas Color PVC (forro plástico) Contenido por caja

m kg

Peso por caja

Celeste Naranja Rosada Rojo Negro* Rojo* Verde* Azul* 1 800 1 500 1 200 1 000 1 000 1 000 800 800 18.00

18.50

20.00

19.00

15.00 17.50

17.00

19.00

(*) Color de Hilo distintivo Aplicaciones del Cordón Detonante Para la iniciación de los explosivos dentro de una voladura. Como explosivo para la ejecución de la propia voladura. • •

Conexiones del Cordón Detonante.El cordón detonante se inicia siempre mediante otro cordón o mediante un detonador, la conexión del fulminante al cordón se debe realizar de tal manera que la base del detonador apunte hacia la zona de cordón en que debe propagarse la onda de detonación, de lo contrario, no se producirá la iniciación del cordón en la dirección deseada.

EMPALMES CONVENCIONALES CON CORSÓN DETONANTE

1

1

1

1

1

2

2

2

2

90° 2 NUDOS: RECTO SIMPLE

RECTO DOBLE

DERIVACIÓN

RIZO

LAZO


105


Procedimiento de empalme entre el fulminante común y cordón detonante.

INCORRECTO

CORRECTO

MECHA DE SEGURIDAD

C.D PRIMACORO O DENACORO

HUINCHA AISLADORA

DIRECCIÓN DETONACIÓN C.D

2.7. FULMINANTE NO ELÉCTRICO CON RETARDO: Accesorio de voladura no eléctrica de retardo, es un sistema completo y moderno el cual cada vez más utilizado en las voladuras de minería subterránea. Para un mejor entendimiento nombraremos los más utilizados en la Industria Minera Peruana, sus características, componentes, sus tiempos de retardo. Los demás productos son muy similares y tienen el mismo objetivo de los que mencionamos a continuación.

Detonador no eléctrico Exsanel Exsanel es el nuevo detonador no eléctrico, elaborado con componentes de la más alta calidad y con las especificaciones técnicas internacionales más exigentes. Usado para iniciar de forma precisa y segura los explosivos sensibles al detonador (altos explosivos). Exsanel, está compuesto por un fulminante número 12, un tubo de choque de alta resistencia a la tracción y abrasión, un conector plástico resistente “J” y etiqueta. Cuenta con dos puntos de identificación (en el clip y en la etiqueta).

Componentes Tubo de choque , está fabricado de un material termoplástico de alta resistencia mecánica que transmite la señal a la cápsula de retardo. Este tubo es de plástico laminado y contiene en su superficie interior una capa de material reactivo. Cuando el tubo es iniciado, transmite por su interior una señal de baja energía, a una velocidad de 2000 MT/seg. Esta señal es capaz de desplazarse a través de los dobleces y nudos del tubo, pero sin transmitirse hacia el exterior por consiguiente, sin afectar a cualquier explosivo o material con el cual está en contacto.

Fulminante número 12: Este fulminante que contiene en su interior una carga explosiva primaria y otra secundaria, posee además un elemento de retardo que de acuerdo a su número de serie permite detonarlo a diferentes intervalos de tiempo.

106



CRIMPEADO DE CERRADO

COPA DE AISLAMIENTO

RETARDO PRINCIPAL

PETIN

PIROTECNICO

CARGA BASE

TUBO DE HULE

CASQUILLO DE

SELLADOR

CRIMPEADO

SELLADOR DE RETARDO

ALUMINIO

DE SELLADO

PIROTECNICO

Tubo de Choque: fabricado con un material termoplástico de alta resistencia mecánica e interiormente está cubierta uniformemente por una sustancia reactiva que al ser activada conduce una onda de choque cuya presión y temperatura son suficientes para iniciar al detonador a través del elemento de retardo. Uno de sus extremos está sellado por ultrasonido y el otro extremo ensamblado con el detonador. Etiquetas: Indica el número de serie y el tiempo de retardo de cada período. Conector plástico “J”: Es un block de plástico especialmente diseñado para facilitar la conexión segura y el contacto apropiado entre el tubo de choque y el cordón detonante de las líneas troncales, con la finalidad de iniciar las voladuras.

Manipulación y Almacenamiento El transporte y almacenamiento debe realizarse de acuerdo a las regulaciones vigentes. Almacenar en un lugar fresco, seco y bien ventilado. Nunca deben colocarse junto a fuentes de calor maquinaria o vehículos en operación, materiales combustibles o inflamables, ácido o álcalis, líneas eléctricas ni tampoco en viviendas, oficinas o zonas urbanas. Apilar las cajas de manera muy segura y estable evitando calor, golpes e impactos. Ventajas Exsanel La versatilidad de contar con una serie única y la precisión de los retardos del Exsanel garantiza: 1. El movimiento de la roca fragmentada hacia la cara libre planeada. 2. La dirección del movimiento de la roca volada, sea la diseñada. 3. Una cantidad de retardos necesarios para el diseño de secuencia en una voladura. Ello minimiza las vibraciones. 4. Mayor control sobre en el diseño del desplazamiento de la roca (fly rock). 5. Un mejor rango de tiempo de retardos necesario para obtener la fragmentación requerida.

El correcto diseño y las características del detonador no eléctrico Exsanel, proveen un alto grado de eficiencia en la secuencia de salida, que se traduce en una mayor productividad.


107


Especificaciones Técnicas FULMINANTE Carga exp losiva • PETN • Azida de plomo

780 mg 95 mg

Potencia

12

Esopo

9 Mm. (min.)

Trauzi

32CC (min.)

Prueba de impacto

2 Kg. a 0,9 m (no detona)

Diámetro

7,5 Mm.

Longitud

60 / 68 / 88 mm TUBO DE CHOQUE

Diámetro externo

3,0 Mm.

Diámetro interno

1,1 Mm.

Velocidad lineal

108

1 800 m/s mínimo

Resistencia a la atracción

16 Kg. min.

Elongación

160 % min.



TIEMPOS DE RETARDOS DEL EXSANEL

SERIE DE RETARDOS

TIEMPO (ms)

TAJOS REALCE, TIEMPO BREASTING (ms)

FRENTES Rpa, Gal, Xc, Sn

TIEMPO (ms)

25

25

25

50

50

200

75

75

400

100

100

600

125

125

800

150

150

1200

175

175

1800

200

200

2400

250

250

3000

300

300

3800

350

350

4600

400

400

5500

450

450

6400

500

500

7400

600

600

8500

700

700

9600

800

800

900

900

1000

1000

1200

1200

1400 1800 2400 3000 3800 4600 5500 6400 7400 8500 9600

Detonador no eléctrico tipo FANEL El principio es el mismo que el Exsanel también tiene los mismos componentes tal vez con diferentes nombres pero con las mismas características, la diferencia es tal vez que en el Fanel presenta 2 sistemas principales de retardo uno de periodo corto (MS) que viene con unas mangueras de color rojo y el otro de periodo largo (LP) que viene de color amarillo; es por ello que solo mostraremos los tiempos de retardos de este producto.


109


PERIODO CORTO MANGUERA DE COLOR ROJO

PERIODO LARGO MANGUERA DE COLOR AMARILLO

Tiempo de Retardo en MS

Tiempo de Retardo en Seg en MS

1

25

1

0.5

500

2

50

2

1

1000

3

75

3

1.5

1500

4

100

4

2

2000

5

125

5

2.5

2500

6

150

6

3

3000

7

175

7

3.5

3500

8

200

8

4

4000

9

225

9

4.5

4500

10

250

10

5

5000

11

300

11

5.6

6200

12

350

12

6.2

6200

13

400

13

6.8

6800

14

450

14

7.4

7400

15

500

15

8

8000

16

600

16

8.6

8600

17

700

18

800

19

900

20

1000

SISTEMA DE INICIO ELECTRICO Y ELECTRÓNICO Diferencia entre detonadores Eléctrico v/s UNI Tronic

Electric Delay Detonador

Electronic Delay Detonador

Leg Wires

Leg Wires

closure plug

closure plug

Fuse head

Starter Element

Electronic Control Board containing spark gaps, imput resistors, capacitor, belled resistors ASIC chip

Main Element Fuse Head

110


Primer charge

Primer charge

Base Charge

Base Charge

Pasantas - Ingeniería de Minas SISTEMA ELECTRÓNICO Se trata de un detonador de aspecto convencional, sin embargo, en su interior alberga un sistema electrónico que le confiere unas propiedades no alcanzables con otros sistemas de iniciación

En este tipo de detonadores, el tiempo de disparo no se consigue gracias a un porta retardo de pasta pirotécnica, como ocurre en los demás tipos de detonadores. Ahora, un microchip alojado en el interior de la capsula de aluminio es el encargado de que el detonador se dispare al transcurrir el tiempo de retardo deseado. Los tiempos de disparo de los detonadores se programan manualmente gracias a una consola especial. Primero se introduce, mediante un teclado numérico de la misma, el tiempo de disparo en milisegundos que deseamos para el detonador. Tras esto, hacemos pasar sobre el código de barras del detonador, el lector que lleva incorporada la consola. Como el código de barras es único para cada detonador, la consola relaciona inequívocamente cada tiempo programado con cada detonador, y almacena esta información en su memoria. Una vez que todos los detonadores están programados y ya se han introducido en los taladros, se procede a conectarlos entre sí, mediante unos cómodos conectores de clavija y rosca. Del mismo modo, se conecta los cordones eléctricos de los detonadores con la línea especial de disparo Antes de proceder al disparo, el sistema permite verificar la continuidad y el buen estado de las conexiones El paso siguiente es acoplar la consola de programación a la maleta de disparo, para que esta pueda enviar electrónicamente la información del retardo al microchip de cada detonador y activar después los detonadores para su disparo El sistema, permite programar tiempos comprendidos entre 1 y 25 000 milisegundos con incrementos de 1 milisegundo y un error de disparo depreciable: 0.1 % Las principales ventajas de este sistema son: • • • • •

•

Facilidad de manejo Permite programar tiempos exactos y sin depender de series de retardos predeterminados Permite hacer conexiones sobre las programaciones anteriores antes de efectuar el disparo Aumenta los márgenes de seguridad frente a alteraciones de origen eléctrico Permite realizar el disparo mediante explosores especiales, con mecanismos de seguridad mejorados respecto a los sistemas tradicionales Total versatilidad a la hora de diseñar un esquema de disparo

•


111


CODELO Sur – Div. Teniente

Tiros radiales Niveles de hundimiento Niveles de producción 20 FW

Piques traspaso

15

FW

10

Niveles de transporte secundario

0 Confguración punto de extraccion

Lot hundimiento Tiros levante Estación vaciado Nivel de transporte principal

Diagrama de perforación

Ptos. transferencia Buzones de carguio

Biométrico

¿Qué es UNI Tronic? UNI Tronices u moderno y preciso Sistema de iniciación Electrónico, que controla la energía desprendida por una voladura, lo que origina una optimización de la fragmentación, disminución del daño por vibraciones, diluciones, etc. Estos conceptos necesariamente nos hablan de una refinación de los conceptos de seguridad, precisión, exactitud y flexibilidad en todo el proceso de voladura. Descripción del sistema El sistema Electronico para minería subterránea UNI Tronic de ORICA se encuentra compuesto por: Detonador Programable UNI Tronic Scanner de detección Tester Bláster de Machine Software de voladura • • • • •

Scanner de detección

112



Cebado de un cartucho de dinamita con fulminante eléctrico

Fulminantes de retardo "MS" Los fulminantes de retardo "MS" son los más ampliamente usados en canteras, trabajos a cielo abierto y proyectos de construcción. Se pueden obtener en diez períodos, cuyos números indican el tiempo en milésimas de segundo que tarda en producirse un disparo, a continuación se mencionan: MS-25, MS50, MS-75, MS-100, MS-125, MS-150, MS-175, MS-200, MS-250, y MS-300. .

Fulminantes de retardo Mark V Los fulminantes de retardo Mark V se utilizan principalmente en trabajos subterráneos como túneles, galerías, pozos, etc. Se fabrican en diez períodos regulares de retardo: 0-25MS, 1-500MS, 2-1000MS, 3-1500MS, 42000MS, 5-3000MS, 6-3800MS, 7-4600MS, 8-5500MS Y 9-6400MS. .

Máquinas Explosoras. Las Explosoras. Las máquinas explosoras suministran la corriente necesaria para disparar los fulminantes eléctricos. Estas son de dos tipos básicos: de "generador" y de "descarga de condensador". Ambos tipos son de una construcción robusta y soportan servicio duro por períodos prolongados. De "generador" Estas "generador" Estas explosoras han sido las convencionales durante muchos años. Se basan en un generador modificado que suministra una corriente directa pulsativa. Son de dos tipos: de "giro o vuelta" y de "cremallera". Están diseñadas de tal manera que no producen corriente alguna hasta que el giro o el desplazamiento hacia abajo de la cremallera lleguen al final de su recorrido; instante en que la corriente es liberada hacia las líneas de disparo en magnitud muy cercana a su máximo amperaje y voltaje.


113


En el caso "a" se muestra la máquina explosora explosora de cremallera y en el "b" la de de giro o vuelta. Las flechas señalas señalas el movimiento de la manivela. De "descarga de condensador" condensador" Estas máquinas explosoras utilizan pilas secas para cargar un banco de condensadores que alimenta una corriente directa y de duración corta a los dispositivos de disparo eléctrico. Para operarlas se conectan sus terminales a las líneas conductoras provenientes del circuito de la voladura y después se oprime el interruptor de "carga", cuando el foco piloto (rojo) enciende se oprime el interruptor de "disparo" manteniendo siempre oprimido el interruptor de "carga".

La explosora de descarga de condensador no dispara a menos que ambos botones el de "carga" y el de "disparo" ("charge" y "fire" respectivamente) sean accionados conjuntamente. Estas explosoras se consideran como las máquinas más eficientes y confiables para el encendido en voladuras. Sus principales características son: • •

•

•

114

Poseen una capacidad de detonación de fulminantes extremadamente alta. Proporcionan gran seguridad ya que no disparan hasta alcanzar su voltaje de diseño, el cual es señalado por la luz del foco piloto. Los botones de carga y disparo así como los condensadores quedan en "corto circuito" hasta que se necesiten. La ausencia de partes dotadas de movimiento y la eliminación del factor humano que interviene en las explosoras mecánicas.



Existen también máquinas explosoras de descarga de condensador capaces de dar energía a múltiples circuitos de voladura en una secuencia de tiempo programada, comúnmente a estas máquinas se les denomina "explosoras secuenciales". La distribución de tiempo proporciona un mayor número de retardos de los que se pueden tener como estopines de tiempo disparados con máquinas explosoras convencionales. Otra característica de las explosoras secuenciales es que permiten aumentar el tamaño total del disparo sin incrementar los efectos de ruidos y vibraciones, así como mejorar la fragmentación y el control de proyecciones de roca. VOLADURA

GUIA SECUNDARIA (CAL 20)

GUIA PRINCIPAL (CAL 12)

FUENTE DE CORRIENTE

DISTANCIA PRUDENTE

ALAMBRE DE CONEXION (GUIA SECUNDARIA)

FUENTE DE CORRIENTE

REPRESENTACIÓN GRÁFICA

RT=N1RE

FUENTE DE CORRIENTE

REPRESENTACIÓN ESQUEMÁTICA


115


FUENTE DE CORRIENTE

REPRESENTACIÓN GRÁFICA

FUENTE DE CORRIENTE

REPRESENTACIÓN ESQUEMÁTICA

116


CAPÍTULO

XI

SEGURIDAD DURANTE EL USO DE LOS EXPLOSIVOS

1 INTRODUCCIÓN v La

Seguridad y eficiencia de los explosivos de hoy en día son el resultado de una evolución gradual. v La regla principal es estar seguro de que una detonación fortuita no debe causar daños a personas e instalaciones sino que deben ser provocados en forma intencional. CAUSAS DE ACCIDENTES EN MINERÍA SUBTERRÁNEA POR EFECTO PROPIO DEL EXPLOSIVO. Desprendimiento de roca.-

Estadísticamente registra más del 40% de accidentes, siendo una de las causas por: v El

uso excesivo de los explosivos, lo que tiene como consecuencia una sobre rotura. v Alto factor de carga y vibración excesiva. v y por los incumplimientos de los estándares de procedimientos establecidos para un adecuado desatado de rocas. CAUSAS DE ACCIDENTES EN MINERÍA SUBTERRÁNEA POR EFECTO PROPIO DEL EXPLOSIVO. Los gases contaminantes del aire en minas son productos del uso de explosivos en la voladura de rocas. Estos gases constituyen un riesgo permanente en las operaciones mineras subterráneas si no son controlados por una buena ventilación. Los gases tóxicos comprenden mayormente: Monóxido de carbono donde la hemoglobina de la sangre se combina 300 veces más que el oxígeno, el óxido de nitrógeno que son corrosivos al entrar en contacto con la humedad contenida en los pulmones al formar los ácidos nítricos y eventualmente el anhídrido sulfuroso que son extremadamente irritantes Gaseamiento.-

CAUSAS DE ACCIDENTES EN MINERÍA SUBTERRÁNEA POR EFECTO PROPIO DEL EXPLOSIVO. Explosión.- Se pr oducen es tadísticamente ma yormente po r ac tos in seguros,

ex ceso de confianza,

desconocimiento, negligencia, etc.

2 CRITERIOS DE SEGURIDAD EN VOLADURA v Estadísticamente

los accidentes con explosivos se producen mayormente por actos inseguros que por condiciones inseguras. v Las mismas fallas que causan un accidente con explosivos desde años atrás continúan sucediéndose actualmente. v Por una absurda temeridad o ignorancia los accesorios y explosivos son tratados como si fueran fabricados para no detonar.

3 PRECAUCIONES GENERALES. v El

manipuleo de los explosivos y accesorios de voladura deben ser efectuados por personal calificado y autorizado. v En los lugares que estén manipulando explosivos en general no deben permanecer personas extrañas o innecesarias. v Se debe cumplir estrictamente con los Reglamentos y Normas establecidos


117


v El personal debe tener todos los conocimientos de las características de los accesorios, explosivos y

mantenerse en una constante capacitación. v Conocimiento obligatorio de las características de los accesorios de voladura (COMBUSTION)” v La función del supervisor es fundamental requiriendo las siguientes cualidades: Ø Planificar anticipadamente a un accidente previsible. Ø Dar confianza (motivación) a su personal. Ø Liderazgo y supervisión eliminando las prácticas incorrectas. Ø Impartir un buen trato al personal con autoridad. Ø Ser persistente en el cumplimiento de los estándares de procedimientos establecidos, verificando y supervisando personalmente.

4 FACTORES HUMANOS QUE PUEDEN INCIDIR EN UN ACCIDENTE CON EXPLOSIVOS. a)

Por negligencia .- no cumplir con las Normas de Seguridad en general.

b)

Mal humor, ira.- actúa irracionalmente cambio de actitud habitual, problemas (consumo d e

alcohol) c)

Decisiones precipitadas.- por falta de tiempo.

d)

Indiferencia, descuido y falta de atención.- actuar sin pensar (problemas personales o de trabajo).

e)

Distracción.- falta de concentración, juego.

f)

Curiosidad.- investigar sin conocimiento y autorización.

g)

Instrucción inadecuada e ignorancia.- falta de conocimiento y capacitación.

h)

Malos hábitos de trabajo .- desorden e indisciplina.

i)

Exceso de confianza.- creer en su sola experiencia.

j)

Falta de planificación.- ejecutar en forma imprevista, sin orden, como realizar el carguío y

conexiones de los accesorios muy rápido por la hora de salida. k)

Supervisión deficiente.- dejar que el personal ejecute sin una dirección o orientación solo por s u

propia cuenta o iniciativa. l)

Falta de una observación minuciosa.- conocer con detalle las condiciones de los frentes de

disparos, localizar señalizar y neutralizar de inmediato la presencia de tiros quedados y otros. m)

Desactivar los tiros fallados sin las normas de procedimientos por personal no calificado.

5 PRECAUCIONES DESPUES DEL DISPARO. Esperar un tiempo prudencial desde el último disparo. 1. 2. 3. 4. a)

118

Al ingresar se debe tener presente la presencia de gases, restos de explosivos, desprendimiento de rocas y otros. Regar, desatar las rocas sueltas, verificar la existencia de “tiros cortados”. Los “tiros cortados” deben ser debidamente señalizados y desactivados por personal especializado bajo vigilancia del supervisor. La desactivación de los “tiros cortados” es una operación peligrosa y se puede emplear los siguientes métodos: Recargar utilizando un cebo de cartucho de mayor potencia que es el método más aceptable.



Desate de Rocas

Desatando el techo, frente y los lados con la barretilla el perforista, se observa que está colocado a un costado del cuerpo y maniobrando a no más de 45º con respecto a la horizontal ya sea para golpear o palanquear la roca suelta.

6 FACTORES DE RIESGO DE UNA DETONACION FORTUITA DURANTE EL MANIPULEO v

Golpe o impacto. v Compresión o aplastamiento v Fuego o llama abierta v Calor excesivo. v Chispa. v Fricción. v Contacto directo. v Simpatía. v Inducción eléctrica ( carga estática)


119

CAPÍTULO

XIII XI

EVALUACIÓN DE UNA VOLADURA SUBTERRANEA

El resultado de toda voladura siempre estará sujeto a una evaluación, y para esta evaluación consideraremos las siguientes variables:

1 FRAGMENTACION DE ROCA El grado de fragmentación de una voladura o granulometría del disparo, es importante en el resultado de una voladura, es por ello que es lo primero que se evalúa después de un disparo. Para poder controlar la fragmentación, deben aplicarse correctamente dos principios importantes. La cantidad adecuada de energía debe aplicarse en lugares estratégicos dentro del manto rocoso. La energía debe liberarse también en un tiempo preciso para permitir que ocurran las interacciones apropiadas. apropiadas. La distribución de la energía dentro del manto rocoso es dividida en dos áreas distintas. Primero se debe tener suficiente energía, utilizando la cantidad adecuada de explosivos. Para romper el manto rocoso, el explosivo debe ser colocado en una configuración geométrica donde la energía se aproveche al máximo para la fragmentación. Esta configuración geométrica es llamada comúnmente la plantilla de voladura. La liberación de la energía en el tiempo erróneo puede cambiar el resultado final, aunque la cantidad correcta de energía sea colocada estratégicamente a lo largo del manto rocoso en la plantilla apropiada. Si el tiempo de iniciación no es el correcto, pueden ocurrir diferencias en la fragmentación, vibración, golpe de aire, roca en vuelo y sobre-rompimiento trasero. Esta discusión no considera el tiempo de retardo en la liberación de la energía. La colocación estratégica de la cantidad adecuada de energía en una plantilla de voladura correcta será lo única consideración de esta sección. El estudio de los aspectos de la fragmentación se remonta a los primeros días del uso de explosivos. Los usuarios de explosivos se han dado cuenta que, en algunas voladuras, la energía fue utilizada muy eficientemente en el proceso de fragmentación. En otras ocasiones, se utilizó muy poca energía de manera eficiente y en su lugar resultaron una gran cantidad de ruido, vibración del terreno, golpe de aire y roca en vuelo con poca fragmentación. Han existido muchos métodos empíricos que han aparecido durante décadas, métodos de diseño que proponen cómo utilizar esta energía más eficientemente. Estos métodos de diseño también le daban al responsable de las voladuras una forma de obtener consistencia en los resultados, al aplicar técnicas similares bajo diferentes circunstancias y en diferentes tipos de roca.

2 PERFIL DE LA LABOR Después de realizarse una voladura debe que dar de acuerdo al diseño realizado antes de la voladura, para ello se tiene que utilizar cualquiera de los métodos de voladura controlada, la cantidad y tipo de explosivo utilizado, en lo posible se debe evitar la sobrerotura.

120



3 CANTIDAD DE CARGA La cantidad de carga en importante en una evaluación de una voladura, ya sea en un avance lineal o en un tajeo, es determinante en la evaluación del diseño de malla, calidad de perforación, explosivo utilizado, y el tipo de voladura controlada que se aplicó en el frente de voladura.

4 AVANCE LINEAL En labores de avance lineal es importante este control, por que nos permite controlar el avance por disparo, esto también es el resultado de una buena malla de perforación, buena calidad de perforación, calidad y cantidad de explosivos.

5 COSTOS Otra variable importante en la evaluación del disparo es el costo final por metro lineal si es un avance lineal, y costo por tonelada si es un tajeo, aquí se determinará, como va el control de costos en la operación de voladura de rocas.


121

CAPÍTULO

XIII

SOSTENIMIENTO

1 SOSTENIMIENTO DE ROCAS Es un término usado para describir los materiales y procedimientos ulizados para mejorar la estabilidad y mantemante ner la capacidad portante de la roca en los bordes de una excavación subterránea.

1.1. SOSTENIMIENTO ACTIVO. Llamado también refuerzo de roca, en donde los elementos de sostenimiento forman parte integrante integrante de la masa rocosa. Ejem. Típicos de refuerzo son.

• • • • •

Pernos de anclaje Split set, Swellex (Hidrobolt). Pernos espiralados con resina. Pernos espiralados con cemento. Cable Bulng.

1.2. SOSTENIMIENTO PASIVO. Llamado también soporte de roca, en donde los elementos de sostenimiento, son externos a la roca y actúan des pués que la roca empieza a deformarse deformarse.. Ejems picos de soporte son.

• • • • • •

Cuadros de Madera. Cimbras o arcos de acero. Word Packs. Gatas a fricción. Gatas hidráulicas. Cimentaciones y Shotcrete Shotcrete..

2 SOSTENIMIENTO PUNTUALES Y SISTEMATICOS 2.1. SOSTENIMIENTO CON PERNOS PUNTUALES. Se denomina así porque, se colocas estos pernos en lugares aleatorios donde se crea conveniente que las roca necesita refuerzo, refuerzo, no existe un orden en distancia y candad entre los pernos, se instalan en zonas como cuando se detectan cuñas, caja techo u otros, la rocas deben ser de buena a muy buena calidad.

2.2. SOSTENIMIENTO CON PERNOS SISTEMÁTICOS. Se denomina así cuando se coloca los pernos con un orden establecido, distancias y candad ja, se colocan en casi todo el área de la labor labor,, las rocas deben ser de buena a regular calidad.

3 SOSTENIMIENTO ACTIVO. 3.1. PERNOS DE ROCA Los sistemas de reforzamiento con pernos de roca minimizan l as deformaciones inducidas por el peso muerto de la roca aojada, así como también aquellas inducidas por l a redistribución de los esfuerzos en la roca circundante a la exca excavación. vación. En general, el principio de su funcionamiento es estabilizar los bloques rocosos y/o las deformaciones de la supersuper cie de la exca excavación, vación, restringiendo los desplazamientos relavos de los l os bloques de roca adyacentes.

122



3.2. TIPOS DE PERNOS Actualmente hay disponibles diferentes pos de pernos de roca. Varios pos de pernos muestran solo diferen cias menores en su diseño y son básicamente varieda des de un mismo concepto. Según las técnicas de ancla je que se ulizan, podemos agruparlos de la siguiente manera: pernos anclados mecánicamente, pernos de varillas cementados o con resina y pernos anclados por fricción. Aquí presentamos los pernos representavos de cada grupo, que son los más ulizados en la industria minera. Para el caso de los pernos cementados o con resina consideramos a las varillas de erro corrugadas y las barras helicoidales, para el caso de los pernos anclados por fricción consideramos a los split sets y los swellex. CONCHAS DE EXPANSIÓN

A. PERNOS DE ANCLAJE MECANICOS Un perno de anclaje mecánico, consiste en una varilla de acero usualmente de 16mm de diámetro, dotado en su extremo de un anclaje mecánico de expansión que va al fondo del taladro. Su extremo opuesto puede ser de cabeza forjada o con rosca, en donde va una placa de base que es plana o cóncava y una tuerca, para presionar la roca. Siempre y cuando la varilla no tenga cabeza forjada, se pueden usar varios pos de placas de acuerdo a las necesidades de instalación requeridas. Hay otros principios bajo los cuales funcionan los pernos de roca para tratamientos especícos, como coser zonas de falla, zonas de corte y otras zonas de debilidad, instalados cruzando estas zonas. Este po de pernos es relavamente barato. Su acción de reforzamiento de la roca es inmediata después de su instalación. Mediante rotación, se aplica un torque de 135 a 340 MN (100 a 250 lb/pie) a la cabeza del perno, el cual acumula tensión en el perno, creando la interacción en la roca.

Taladro Placa

Mecanismo de expansión Varilla

Rosca

Tuerca Cabeza forjada

PERNO DE CABEZA FORJADA

Perno con turcca Saber, Saber Hacer, Saber Ser

123


LAS SIGUIENTES CONSIDERACIONES SON IMPORTANTES PARA SU UTILIZACIÓN: El diámetro del taladro es críco para el anclaje, recomendándose un diámetro de 35 a 38 mm para los pernos comúnmente ulizados. Pierden su capacidad de anclaje como resultado de las vi braciones de la voladura o el asllamiento de la roca detrás de la placa, debido a altas fuerzas de contacto, por lo que no es recomendable ulizarlos en terrenos cercanos a áreas de voladura. Solo pueden ser usados para reforzamiento temporal. Si son ulizados para reforzamiento permanente, éstos deben ser protegidos de la corrosión si hay presencia de agua y deben ser post-cementados con pasta de cemento entre la varilla y la pared del taladro. Proporcionan una tensión limitada que raramente sobrepasan las 12 TM. Su uso es limitado a rocas moderadamente duras a duras, masivas, con bloques o estracada, sin presencia de agua. En rocas muy duras, fracturadas y débiles no son recomendables, debido a que el anclaje podría deslizarse bajo la acción de las cargas. En rocas somedas a altos esfuerzos tampoco es recomendable.

PROCEDIMIENTOS DE INSTALACIÓN Primero el equipo técnico de apoyo de mina debe determinar el patrón adecuado de los pernos, a connuación se perforan los taladros, se colocan las varillas en los taladros, se jan los anclajes y luego las placas de base son ajustadas mecánicamente. La resistencia de los pernos, su longitud, la colocación de los anclajes, así como también el contacto de la placa base con la supercie rocosa, son todos crícos para crear la interación de la roca. El tensionamiento de los pernos de anclaje mecánico es un aspecto importante, para ello se puede usar una llave de impacto o una perforadora. A medida que gira la tuerca, se ja el anclaje y la tuerca comienza a empujar al perno contra la supercie de la roca. Como la tuerca empuja sobre la placa, ésta a su vez presiona contra la roca, tensionando la varilla. El perno instalado va a retener esta tensión, haciendo que la placa del perno presione ac vamente contra las piezas de roca en la supercie de la excavación; las piezas de roca en la supercie interactúan con otras piezas creando zonas de interacción. Es esta interacción la que hace que las piezas de roca actúen como piezas o bloques más grandes de roca, dando lugar a la creación de una masa rocosa estable, la misma que inte ractúa alrededor de la excavación. Si la varilla perdiera tensión, los pernos de anclaje se volverían inecaces. En áreas donde hay oportunidad que caigan piezas pequeñas de roca, el enmallado debe ser considerado como un elemento adicional.

B. PERNOS DE VARILLA CEMENTADOS O CON RESINA

Taladro

Extremo biselado

Placa Varilla de fierro corrugado Cemento inyectado

Rosca

124


Tuerca


Consiste en una varilla de erro o acero, con un extremo biselado, que es connado dentro del taladro por medio de cemento (en cartuchos o inyectados), resina (en cartuchos) o resina y cemento. El anclaje entre la varilla y la roca es proporcionado a lo largo de la longitud completa del elemento de refuerzo, por tres mecanismos: adhesión química, fricción y jación, siendo los dos úlmos mecanismos los de mayor importancia, puesto que la ecacia de estos pernos está en función de la adherencia entre el erro y la roca proporcionada por el cementante, que a su vez cumple una función de protección contra la corrosión, aumentando la vida úl del perno. De acuerdo a esta función, en presencia de agua, parcularmente en agua ácida, el agente cementante recomendado será la resina, en condiciones de ausencia de agua será el cemento. Dentro de este po de pernos, los de mayor ulización en el país son: la varilla de erro corrugado, generalmente de 20 mm de diámetro y la barra helicoidal de 22mm de diámetro, con longitudes variables (de 5' a 12'). La primera es ya un po de perno convencional en nuestro medio, la segunda es de reciente introducción en la industria minera. La barra helicoidal, es una barra de acero laminado en caliente, levemente ovalado y uno de sus lados biselados a 45 °. Esta barra trabaja en forma conjunta con una planchuela y una tuerca nodular, las cuales actúan de forma complementaria para reforzar y preservar la resistencia natural del macizo. Tiene la forma de una rosca connua a lo largo de toda su longitud, esta caracterísca le da múlples. Entre otros, su mayor diámetro le conere mayor resistencia y su rosca constante permite el reajuste de la placa contra la pared rocosa. La capacidad de anclaje de las varillas de erro corrugado es del orden de 12 TM, mientras que de las barras helicoidales superan las 18 TM.

LAS SIGUIENTES CONSIDERACIONES SON IMPORTANTES PARA SU UTILIZACIÓN: Los pernos de varilla cementada o con resina son generalmente usados como refuerzo permanente, pero también pueden ser ulizados como refuerzo temporal en varias condiciones de roca, desde rocas de buena a mala calidad, constuye el mejor sistema para rocas de muy mala calidad y también para rocas en ambientes de altos esfuerzos. En presencia de disconnuidades abiertas y/o vacías, no es recomendable su uso a menos que la inyección de la pasta de cemento pueda ser chequeada. Cuando se usa cemento (en cartuchos o inyectado), se requiere varios días de curado antes que el perno trabaje a carga completa, pero apropiadamente instalados son competentes y durables, con alta resistencia en condiciones de roca dura. Estos pernos enen larga vida úl y constuyen el sistema más versál de pernos de roca. El uso de varillas con cemento inyectado es frecuentemente el sistema de sostenimiento más barato, pero no se debe usar en taladros con agua y tampoco se debe tensar inmediatamente. El diámetro requerido por los taladros es de 32 a 36 mm.

Taladro Barra helicoidal

Placa

Cartuchos de resina

Tuerca


125


Cuando se usa resina, sea ésta de fraguado rápido (menos de 30 segundos) o fraguado lento (2 a 4 minutos), el perno trabaja a carga completa en más o menos 5 minutos, permiendo así pretensar el perno e instalarlo en pre sencia de ltraciones de agua. La resina viene en cartuchos con el catalizador separado de la resina y por efecto de la rotación del perno al momento de introducir al taladro, éstos se mezclan generando el fraguado. Este sistema proporciona una alta capacidad de carga en condiciones de roca dura, resistente a la corrosión y a las vibraciones del terreno y brinda acción de refuerzo inmediato después de su instalación, aunque su costo es mayor que los pernos cementados (en cartucho o inyectado). El diámetro del taladro es crucial para el mezclado y fraguado de la resina, para varillas de 20mm el diámetro máximo debe ser 32 mm.

Resina

Catalizador

También se pueden instalar las varillas combinando la resina de fraguado rápido con el cemento (en cartuchos o in yectado). En este caso, la resina va al fondo del taladro y el resto es llenado con lechada de cemento o cartuchos de cemento. Una de las razones para emplear este sistema es disminuir l os costos. En general es importante chequear la calidad del cemento y de la resina antes de su uso, desde que son muy sensibles al almacenamiento subterráneo por largos periodos de empo, éstas enen una vida limitada indicada por el fabricante.

PROCEDIMIENTOS DE INSTALACIÓN Primero, el equipo técnico de apoyo de mina debe determinar el patrón adecuado de los pernos, a connuación se perforan los taladros. Cuando se usa inyección de cemento, después de la perforación se introduce la varilla dentro del taladro. Luego se coloca la pasta de cemento ulizando un tubo hueco de PVC, que se introduce asegurándolo ligeramente a la varilla. La pasta se inyecta mediante el uso de una bomba y se va rerando el tubo de PVC conforme se va inyectando. Finalmente se coloca la placa sin tensionar el perno. El tensionado se deberá ejecutar como mínimo 48 horas después de colocado el perno, salvo el uso de acelerantes de fragua. La relación cemento/agua ideal de la pasta de cemento es de 3.5:1 en peso, lo cual equivale a 16 litros de agua por 45 kilos de cemento.

126



Taladro Perno

Pasta de cemento

Extremo biselado

Tubo de inyección de cemento Cuando se usa cartuchos de cemento (cemento con adivos especiales en un envase plásco), se debe limpiar el taladro, luego se introducen los cartuchos previamente remojados con agua hasta llenar el taladro. Después se introduce la varilla hasta unos 50 cm, doblándola ligeramente, a n que ésta pueda romper mejor los cartuchos y producir mejor mezcla al momento de introducir girando la varilla por acción de la perforadora. Finalmente se coloca la placa sin tensionar el perno, el tensionado se deberá ejecutar como mínimo 48 horas después de colocado el perno, salvo el uso de acelerantes de fragua.

Cartuchos de cemento

Cuando se usa resina, el procedimiento es similar a los cartuchos de cemento, pero en este caso, una vez perforado y limpiado el taladro, se introducen primero los cartuchos de resina de fraguado rápido hasta el fondo y luego los cartuchos de resina de fraguado lento. La candad de cartuchos estará determinada por el diámetro y l ongitud del taladro, de la varilla y de los cartuchos de resina. El fabricante proporciona las candades recomendables, el objevo es que todo el taladro quede rellenado. Es importante en este caso que se produzca una buena mezcla de la resina con el catalizador, para que la adherencia de la varilla con la roca sea ecaz. Esto se logra mediante la rotación de la varilla con la perforadora durante 10 a 15 segundos, tal como se indicó en el párrafo anterior, para el caso de los cartuchos de cemento. Finalmente se coloca la placa, pudiéndose tensionar de inmediato, por efecto de la fragua rápida. Posteriormente el fraguado lento actuará con la varilla tensionada. Cuando se usa resina y cemento, se colocan los cartuchos de resina de fraguado rápido en el fondo del taladro y se completa el resto con pasta de cemento o cartuchos de cemento, siendo el resto del procedimiento similar a los antes mencionados. Un aspecto nal esta referido al tensionamiento de los pernos. Cuando la masa rocosa ha estado someda a intensa deformación, es recomendable el tensionamiento. Cerca de los frentes de avance, donde la masa rocosa pueda presentar deformación subsecuente signicava o cuando están presentes altos esfuerzos, no es recomendable el tensionamiento. Saber, Saber Hacer, Saber Ser

127


1

Taladro

2

Doblado ligero de la vanilla

3

Vanilla instalada

C. SPLIT SETS Los split sets, conjuntamente con los swellex, representan el más reciente desarrollo de técnicas de reforzamiento de roca, ambos trabajan por fricción (resistencia al deslizamiento) a lo largo de toda la longitud del taladro. Aun que los dos trabajan con el mismo principio, enen diferentes mecanismos de sostenimiento, como veremos más adelante.

Descripción El split set, consiste de un tubo ranurado a lo largo de su longitud, uno de los extremos es cónico y el otro lleva un anillo soldado para sujetar o mantener la planchuela o plana de acero. Al ser introducido el perno a presión den tro de un taladro de menor diámetro, se genera una presión radial a lo largo de toda su longitud contra las paredes del taladro, cerrando parcialmente la ranura durante este proceso. La fricción en el contacto con la supercie del taladro y la supercie externa del tubo rasurado constuye el an claje, el cual se opondrá al movimiento o separación de la roca circundante al perno, logrando así indirectamente una tensión de carga.

Placa con domo

Taladro

Tubo ranurado

Perno de fricción SPLIT SET.

128



1

2

Diámetro del taladro

3

Diámetro del SPLIT SET

SPLIT SET Instalado

El diámetro de los tubos ranurados varía de 35 a 46 mm, con longitudes de 5 a 12 pies. Pueden alcanzar valores de anclaje de 1 a 1.5 toneladas por pie de longitud del perno, dependiendo principalmente del diámetro de la perfo ración efectuada, la longitud de la zona del anclaje y el po de la roca.

LAS SIGUIENTES CONSIDERACIONES SON IMPORTANTES PARA SU UTILIZACIÓN:

• • • • • • • • • •

Su simple diseño permite una rápida y fácil capacitación para su empleo, su instalación es simple y no requiere de ajustes, por ende bajo costo de instalación y mantención. Fácil inspección visual de su comportamiento. Se obene una transferencia de carga en toda su longitud. Permite el drenaje de agua que provienen de paredes y techos de las labores mineras. No requiere de torque ni rotación. Ejerce una fuerza axial y radial sobre la roca. Fácil instalación con mallas. Los split sets son ulizados mayormente para reforzamiento temporal, usualmente conformando sistemas combinados de refuerzo en terrenos de calidad regular a mala. En roca intensamente fracturada y débil no es recomendable su uso. Su instalación es simple, solo se requiere una máquina jackleg o un jumbo. Proporciona acción de refuerzo inmediato después de su instalación y permite una fácil instalación de la malla. El diámetro del taladro es crucial para su ecacia, el diámetro recomendado para los split sets de 39 mm es de 35 a 38 mm, con diámetros más grandes se corre el riesgo de un anclaje deciente y con diámetros más pequeños es muy dicil introducirlos. Son suscepbles a la corrosión en presencia de agua, a menos que sean galvanizados. En mayores longitudes de split sets, puede ser dicultosa la correcta instalación. Los split sets son relavamente costosos.

PROCEDIMIENTOS DE INSTALACIÓN Una vez denido el patrón de los pernos, se perforan los taladros, vericándose que sean un poco más largos que los pernos. Luego, se hace pasar la placa a través del tubo ranurado y se coloca el extremo del tubo en la entrada del taladro. Se saca el barreno de la perforadora y se coloca el adaptador o culan, acoplándose éste al otro extremo del tubo. Se acciona la perforadora la cual empuja el tubo hasta pegar la plana contra la roca.


129


D. SWELLEX También es un perno de anclaje por fricción, pero en este caso la resistencia friccional al deslizamiento se combina con el ajuste, es decir, el mecanismo de anclaje es por fricción y por ajuste mecánico, el cual funciona como un anclaje repardo. El perno swellex está formado por un tubo de diámetro original de 41 mm y puede tener de 0.6 a 12 m de longitud o más (en piezas conectables), el cual es plegado durante su fabricación para crear una unidad de 25 a 28 mm de diámetro.

Taladro

Placa con domo

Tubo de acero expandido

Mecanismo de anclaje del SWELLEX.

Éste es insertado en un taladro de 32 a 39 mm de diámetro. No se requiere ninguna fuerza de empuje durante su inserción. La varilla es acvada por inyección de agua a alta presión (aproximadamente 30 MPa ó 300 bar) al interior del tubo plegado, el cual ina al mismo y lo pone en contacto con las paredes del taladro, adaptándose a las irregularidades de la supercie del taladro, así se consigue el anclaje. Una vez expandido el tubo, se genera una tensión de contacto entre el tubo y la pared del taladro, produciendo dos pos de fuerzas: una presión o fuerza radial perpendicular a su eje y una fuerza de rozamiento estáco, en toda su longitud, cuya magnitud depende de la estructura de la roca y de la dimensión del taladro.

A

Tubo SWELLEX plegado

(Sin expandir) 130


B

Tubo SWELLEX instalado

(Expandido)


Las siguientes consideraciones son importantes para su ulización:

•

Constuyen un sistema alternavo a los split sets, pero de mejor rendimiento en terreno de menor calidad, para el refuerzo temporal. Debido a la existencia de disntos pos de swellex, cubren un amplio rango de aplicación desde rocas duras a suaves y en terrenos muy fracturados. Tienen buena respuesta a los efectos cortantes de la roca. En roca dura, 0.5 m de longitud del perno, proporciona una resistencia a la tracción igual a su carga de rotura. Dada su gran exibilidad, éstos pueden instalarse en longitudes de hasta 3 veces la altura de la labor.

•

Es de instalación sencilla y rápida, el efecto de refuerzo es inmediato, y está provisto de arandelas para colocar la malla en cualquier momento.

•

El principal problema es la corrosión, aunque las nuevas versiones vienen cubiertas con una capa elásca pro tectora o son de acero inoxidable. Son más costosos que los split sets.

PROCEDIMIENTOS DE INSTALACIÓN Una vez perforado el taladro, se introduce el tubo en la boquilla del brazo de instalación por el casquillo de inado. Luego se introduce el tubo en el taladro. Hecho esto, mediante la bomba se aplica agua a alta presión para inar el tubo, proceso que dura unos pocos segundos. Cuando la presión del agua llega a 30MPa, la bomba se para automácamente, quedando el swellex expandido en toda su longitud dentro del taladro. Debido al proceso de inado, la longitud del perno se reduce por contracción, lo cual produce un empuje de la placa de re parto contra la roca con una tensión axial de 20 KN.

Bomba

3.2 MÉTODOS DE CONTROL

Control de la instalación de los pernos Adicionalmente a los diferentes aspectos indicados anteriormente, para la correcta instalación de los pernos se debe tener en cuenta lo siguiente:

•

Vericar las condiciones de seguridad previas a la instalación, asegurando que el área presente buen desatado de las rocas sueltas y venlación adecuada.

•

Si durante el desatado, la caída de fragmentos rocosos fuera connua, se debe asegurar el techo con malla, sujeta con puntales o gatas, de otro modo colocar una capa de shotcrete de 2” (5 cm) de espesor.

• •

Se debe señalizar la ubicación adecuada de los pernos a colocar.

•

Perforar los taladros con el diámetro, longitud, orientación y distribución adecuados.

Prever todos los materiales, equipos y herramientas que se deberán ulizar para la instalación de los pernos, vericando su estado, calidad y candad adecuada, así como los requerimientos de aire y agua que sean ne cesarios.


131


Pernos

Pernos

EVENTUAL ROTURA

EVENTUAL ROTURA

ESTABLE

INEST ABLE

Pernos

EVENTUAL RAJADURA

Pernos

ESTABLE

INESTABLE

Pernos

EVENTUAL RAJADURA

Pernos

EVENTUAL RAJADURA INEST ABLE

ESTABLE

Pernos

Pernos

Correcto Incorrecto

Pernos

Pernos Estra tos

Incorrecto

132


Correcto


• • • •

Nunca dejar un taladro perforado sin haber colocado de inmediato el perno. Similar al desatado, instalar los pernos comenzando de la zona ya sostenida o bien desatada, avanzando en el sostenimiento hacia la zona por sostener. En lo posible, los pernos deben ser colocados perpendicularmente a la supercie del contorno de la excava ción, tratando de que éstos amarren a los bloques rocosos. No se deben instalar los pernos alineados en forma paralela a las disconnuidades o en las disconnuidades, por que éstos perderán su ecacia. El personal encargado de la instalación de los pernos debe estar bien entrenado y capacitado.

CONTROL DE CALIDAD DESPUÉS DE LA INSTALACIÓN El control de calidad de reforzamiento con pernos de roca debe estar orientado a lo siguiente: Vericación de la orientación de los pernos. Vericación de la presión de las planas. Vericación de la capacidad de anclaje de los pernos mediante pruebas de arranque, ulizando un ensayador de pernos con diferentes cabezales según el po de perno. Vericación del comportamiento de la masa rocosa de la excavación reforzada con pernos, mediante observaciones visuales o mediciones de convergencia.

• • • •

EQUIPOS DE PULL TEST La máquina de arranque de pernos permite determi nar la capacidad de carga o de anclaje de los pernos de roca (anclaje puntual o repardo) en un determinado macizo rocoso, mediante el ensayo del "Pull Test", esta capacidad de anclaje de un perno de roca (Rock Bolt), está determinado por 4 aspectos importantes: Longitud del perno, diámetro del taladro, empo de instalación y calidad del macizo rocoso, además permite controlar el comportamiento del perno de roca durante y después de su instalación. Los equipos de Pull test son diseñados para variados pos de ensayo en pernos Swellex, Split Set, Perno Helicoidal, Pernos cementados, etc. Aplicado en minería y obras civiles.

HYDRABOLT Es un perno de fricción, de inmediata instalación, al que se le inyecta agua a altas presiones (250-300 Bares). Se expande de los 29mm (Φ inicial), hasta los 42mm y debido a su válvula de no retorno, el agua que se manene en el interior ejerce presión constante en todo momento, en forma radial a lo largo de la longitud del taladro.

Manguera de alta presión Pistola de seguridad

Entrada de agua (2 bar)

10m Entrada de aire (3.5 bar) Boquilla de inyección (25 - 30MPa) (250-300Bar)

Bomba (No requiere lubricaciones)

4m

Bomba Hydrabolt Saber, Saber Hacer, Saber Ser

133


3.3 CABLES Aparte de su fabricación y capacidad de carga, no hay diferencias signicavas entre los pernos de varilla cemen tados y los cables inyectados con pasta de cemento. En ellos rigen los mismos principios de funcionamiento, en el caso de los cables hay que adicionar a la acción del refuerzo, la acción de sujeción de los bloques rocosos sueltos, sin embargo, en el caso de pequeños bloques rocosos sueltos, los cables son inefecvos, siendo necesario complementar el sostenimiento con pernos de roca y/o malla y/o concreto lanzado (shotcrete).

Cables

Cables

Sujeción

Reforzamiento Reforzamiento

Sujeción

Cables

Cables

Reforzamiento

134


Reforzamiento y sujeción


Los cables son elementos de reforzamiento, hechos normalmente de alambres de acero trenzados, los cuales son jados con cemento dentro del taladro en la masa rocosa. El cable comúnmente usado es el denominado “trenzado simple” conformado por 7 alambres, que en conjunto enen 5/8” de diámetro, con una capacidad de anclaje de 25 Ton. Pueden ser usados en cualquier longitud, en el rango de 5 a 30 m, ya sea en la modalidad de cable simple o doble. Desde luego hay una gran variedad de cables, destacando en la industria minera aparte del indicado, los cables destrenzados y los cables bulbados, para mejorar la adherencia del cable con el cemento.

Doble cable de trenzado simple

Taladro

Cable destrenzado Cemento inyectado

Placa

Tipos de cables

Cable bulbado

Las siguientes consideraciones son importantes para su ulización:

•

Son ulizados en condiciones de rocas duras, moderadamente fracturadas o fracturadas, que presenten blo ques grandes a medianos, con RMR mayor o igual a 40 o cuando se quiere asegurar una franja de roca débil entre dos franjas de roca competente.

•

Son instalados predominantemente en forma no tensionada para el sostenimiento temporal en tajeos y también para el sostenimiento permanente de ciertas estructuras rocosas asociadas al minado. También se puede ulizar como pre-reforzamiento antes del minado de un tajeo. Apropiadamente instalados constuyen un sistema de reforzamiento competente y durable. Proporcionan también una alta capacidad portante en con diciones de roca dura. Pueden ser instalados en áreas estrechas.

Cables

Sostenimiento de intersección de galerias Saber, Saber Hacer, Saber Ser

135


Cables

Cables

Sostenimiento de paredes en tajeos abiertos

• •

Minado corte y relleno

Se requiere varios días de empo de curado antes que los cables puedan trabajar a capacidad completa. Es dicultoso chequear y mantener onstante la calidad de la pasta de cemento y de la inyección de la misma. No puede ser ulizada en taladros con presencia de agua. Es un sistema de sostenimiento relavamente barato. Es sumamente importante en este sistema de reforzamiento, para su efecvidad completa, ulizar estándares apropiados en relación a los materiales, equipos, herramientas y personal idóneo para la instalación.

3.3.1 PROCEDIMIENTOS DE INSTALACIÓN Se perfora el taladro con un diámetro de 48 mm en el caso de cable simple o 64mm en el caso de instalar cable doble. Una vez perforados los taladros, se disponen de 4 opciones para la instalación de los cables. Previamente, antes de introducir el cable, se deberá limpiar el taladro con aire a presión eliminando pequeños fragmentos en el interior del mismo.

1.

MÉTODO DEL TUBO RESPIRADERO

Éste es el método tradicional para instalar cables de trenzado simple en taladros ascendentes. La pasta de cemen to, que ene usualmente una relación agua/cemento alrededor de 0.4, es inyectada en el taladro a través de un tubo de ¾” de diámetro o más, colocado en el collar del taladro. El aire desfoga a través de otro tubo de diámetro pequeño (½”), el cual se exende hacia el fondo del taladro, encintado al cable. Tanto los tubos como el cable son sellados en el collar del taladro por medio de un tapón de hilachas de algodón o un mortero de fraguado rápido. La dirección del recorrido de la pasta de cemento es hacia arriba en el taladro. Cuando la pasta de cemento retorne por el tubo respiradero, la inyección habrá sido completada.

2. MÉTODO DEL TUBO DE INYECCIÓN Este método es ulizado en taladros ascendentes y descendentes con cables de trenzado simple. En este caso, se exende hasta el fondo del taladro, un tubo de inyección de pasta de cemento de ¾” diámetro o más, que va encintado al cable. El cable y el tubo son sujetados dentro del taladro por una cuña de madera insertada dentro del collar del taladro. La pasta de cemento con relación agua/cemento de 0.3 a 0.35 si el taladro es ascendente ó 0.3 a 0.45 si el taladro

136



es descendente, es inyectada hasta el fondo del taladro, de tal manera que el taladro sea rellenado hasta que la pasta de cemento aparezca en el collar del taladro. El bombeo es connuo hasta que se observe en el collar una pasta de cemento consistentemente espesa. Este método presenta ciertas ventajas respecto al método anterior, que radica principalmente en la evidencia del llenado del taladro y en que no hay probabilidad que la lechada uya dentro de las fracturas rocosas.

3. MÉTODO DEL TUBO RETRÁCTIL Ulizado para taladros ascendentes o descendentes, con cables de trenzado simple. Es un método similar al mé todo del tubo de inyección descrito arriba, pero sin ulizar la cuña de madera. El tubo de inyección (3/4” o más) es rerado lentamente desde el fondo del taladro conforme progrese la inyección. Es importante asegurar que la velocidad de rerada no exceda a la velocidad de llenado del taladro, así no serán introducidos vacíos de aire. Esto se logra aplicando manualmente una fuerza para resisr la fuerza de empuje de la columna de pasta de cemento. La relación agua/cemento de 0.35 para taladros ascendentes o cualquier consistencia para taladros descendentes es adecuada para este método.

4. MÉTODO DE INYECCIÓN CON POSTERIOR INSERCIÓN DEL CABLE El procedimiento para este caso es inyectar pasta de cemento al taladro y posteriormente insertar el cable, esto es posible solo cuando se dispone de máquinas de colocar cables, debido a que se requiere una gran fuerza para empujar el cable dentro del taladro inyectado. En este método y en el método del tubo retracl, el tubo de inyec ción es reulizable.

Sujetador del cable

Cable

Tubo de desfogue de aire

Tapón

Tubo de inyección de pasta de cemento

Collar Método del tubo respiradero

Método del tubo de inyección

Método del tubo retráctil

Método de inyección con posterior inserción del cable

Métodos u opciones de instalación de los cables Saber, Saber Hacer, Saber Ser

137


3.3.2 MÉTODOS DE CONTROL

Control de la instalación de los cables Para la correcta instalación de los cables se debe tener en cuenta lo siguiente: Se debe asegurar que el personal de instalación de los cables esté altamente entrenado y capacitado para esta labor. Para el caso de la instalación de los cables, se debe tomar en cuenta los diferentes aspectos señalados para el control de instalación de los pernos. Adicionalmente se deberá tomar en cuenta los aspectos que se indican a connuación:

• •

Asegurar el tamaño correcto en el diámetro y longitud de los taladros, debiendo ser éstos lo mas rectos y limpios posibles. Asegurar que los cables estén limpios, tengan todos sus accesorios adecuados, estén centrados en el taladro con sus respecvos espaciadores, que esté taponado completamente el collar del taladro y los tubos acceso rios estén correctamente instalados.

•

Asegurar el uso de cemento fresco para la inyección, asimismo que l a relación agua/cemento sea la correcta, inspeccionando la consistencia y calidad de la pasta, de ser posible realizando ensayos de la misma.

•

Uno de los componentes más crícos en una instalación de cables es la columna de la pasta de cemento. Todos los posibles cuidados deben ser tomados para asegurar que la columna no contenga vacíos de aire.

Control de calidad después de la instalación El control de calidad del reforzamiento con cables es similar al indicado para el caso de pernos después de su instalación. En el caso de los cables es parcularmente importante vericar que la calidad de la pasta de cemento sea la apro piada, además vericar que los taladros hayan sido completamente inyectados. La instrumentación que se ene disponible para la evaluación del rendimiento de los cables es de mayor comple jidad que en el caso de pernos de roca.

MALLA METÁLICA La malla metálica principalmente es ulizada para los siguientes tres nes: primero, para prevenir la caída de rocas ubicadas entre los pernos de roca, actuando en este caso como sostenimiento de la supercie de la roca; segundo, para retener los trozos de roca caída desde la supercie ubicada entre los pernos, actuando en este caso como un elemento de seguridad; y tercero, como refuerzo del shotcrete. Existen dos pos de mallas: la malla eslabonada y la malla electrosoldada.

La malla eslabonada o denominada también malla tejida, consiste de un tejido de alambres, generalmente de # 12/10, con cocadas de 2”x2” ó 4”x4”, construida en material de acero negro que puede ser galvanizada para protegerla de la. Por la forma del tejido es bastante exible y resistente. Esta malla no se presta para servir de refuerzo al concreto lanzado, por la dicultad que hay en hacer pasar el concreto por las mallas, no recomendándose para este uso. La malla electrosoldada consiste en una cuadrícula de alambres soldados en sus intersecciones, generalmente de # 10/08, con cocadas de 4”x4”, construidas en material de acero negro que pueden ser galvanizada. Esta malla es recomendada para su uso como refuerzo del concreto lanzado (shotcrete). La malla viene en rollos o en planchas. Los rollos enen 25 m de longitud x 2.0 m de ancho y las planchas usual mente enen 3.0 m de longitud x 2.0 m de ancho.

138



PROCEDIMIENTOS DE INSTALACIÓN Para su instalación se debe tener en cuenta los siguientes aspectos importantes:

• • • • •

Señalar el área donde deberá instalarse la malla. Desatar todo bloque suelto del área donde se instalará la malla. Presentar la malla ulizando de ser necesario gatas o puntales. Anclar denivamente con pernos de roca.

•

Acomodar o moldear la malla a la forma de la supercie de la roca ulizando ganchos de erro corrugado de 3/8”, colocados en taladros de 0.5 m de longitud.

•

Evitar en lo posible supercies con la malla suelta, especialmente cuando e contempla la aplicación del shot crete sobre la misma.

•

Los traslapes entre mallas serán como mínimo 20 cm y deben estar asegurados con pernos de anclaje, con un amarre inicial de alambre #8.

•

En áreas de altos esfuerzos, deben eliminarse los empalmes horizontales de la malla metálica en el tercio inferior de los hasales, estos traslapes deben efectuarse a una altura mínima de 2.5 m respecto al nivel del piso. Los empalmes vercales en estos casos deben reforzarse con varillas de erro corrugado de 3/8” y 0.7 m de longitud.

• •

Cuando el uso de la malla es puntual, se puede recortar la malla para su manipulación sencilla.

Asegurar la malla ulizando la misma plana del perno, si éste aún no ha sido instalado, o arandelas a presión o segunda plana de retén y tuerca, si el perno ya fue instalado.

La malla es muy propensa a dañarse fácilmente con la voladura, siendo recomendable reemplazarla, recortando los pedazos dañados y colocando una nueva.

Ganchos de fierro corrugado

Sostenimiento de intersección de galerias Saber, Saber Hacer, Saber Ser

139


3.4 CINTAS DE ACERO (STRAPS) Estos elementos de sostenimiento usualmente enen 1.8 m de longitud, 10 cm de ancho y 4 mm de espesor, están provistas de agujeros de 39 mm x 65 mm, para permir pasar por ellos los pernos de roca a n de jarlos sobre la supercie de la roca.

Pernos

Straps

INCORRECTO

Pernos Straps

CORRECTO

Reforzamiento con cintas de acero

A diferencia de la malla metálica, que es ulizada cuando la roca ubicada entre los pernos presenta bloques pequeños, las cintas son ulizadas picamente cuando la roca circundante a la excavación presenta bloques medianos a grandes. La rigidez de la cinta es un aspecto críco, especialmente en excavaciones de formas irregulares, si la cinta es demasiado rígida, no es fácil adaptarla a la supercie rocosa irregular y por consiguiente no proporciona el sostenimiento requerido, debiendo considerarse en esta situación el uso de cintas más delgadas para moldearlas mejor a la supercie irregular de la roca.

4 SOSTENIMIENTO PASIVO 4.1. CONCRETO LANZADO (SHOTCRETE) Concreto lanzado (shotcrete) es el nombre genérico del concreto cuyos materiales componentes son: cemento, agregados, agua, adivos y elementos de refuerzo, los cuales son aplicados neumácamente y compactados diná micamente a alta velocidad sobre una supercie. La tecnología del shotcrete comprende los procesos de mezcla seca y de mezcla húmeda. En el proceso de mezcla seca, los componentes del shotcrete seco o ligeramente pre-humedecidos, son alimen tados a una tolva con agitación connua. El aire comprimido es introducido a través de un tambor giratorio o caja de alimentación para transportar los materiales en un ujo connuo hacia la manguera de suministro. El agua es adicionado a la mezcla en la boquilla. En el proceso de mezcla húmeda, los componentes del shotcrete y el agua son mezclados antes de la entrega a una unidad de bombeo de desplazamiento posivo, la cual luego suministra la mezcla hidráulicamente hacia la boquilla, donde es añadido el aire para proyectar el material sobre la supercie rocosa. El producto nal de los procesos de shocrete ya sea seco o húmedo es similar. El sistema de mezcla seca ende a ser más ulizado en la minería subterránea, debido a que generalmente usa equipos pequeños y compactos, los

140



mismos que pueden ser movilizados en forma relavamente fácil en la mina. El sistema de mezcla húmeda es ideal para aplicaciones de alta producción, como en piques profundos o labores de avance de gran longitud y donde los accesos permiten operar al equipo de aplicación de shotcrete sobre una base más o menos connua. Las decisiones para usar procesos de shotcrete seco o húmedo, son usualmente adoptadas para cada sio en parcular. Adecuadamente aplicado, el shotcrete es un material de construcción estructuralmente sólido y durable, con bue nas caracteríscas de adhesión con la roca y alta resistencia. Estas propiedades favorables se consiguen con buenas especicaciones y materiales, preparación adecuada de la supercie, buenas práccas de mezclado, aplicación del shotcrete y supervisión.

Dosis de acelerantes & relacion A/C controlada por el

Mezcla seca Agregados, cementos (fibras)

operador

Mezcla seca + aire Aire bomba de dosaje de acelerante separada

t e n r a l e e a c y a u g A

Rendimiento: Menos de 1m 2 /hr Rebote: agregados - 30 to 50%

Agua acelerante

Fibras de acero - 30 to 50%

Shotcrete via seca (desde 1907)

SISTEMA VIA SECA

• • • • • •

Gran polución de polvo Mezcla controlada por el operador de manera empirica Desicación irregular de la mezcla Gran variación en sus resultados Baja producción (< a 1 m3/hr) AAlto rebote (de 30% a 50%)

Es posible opmizar el uso del shotcrete vía seca?

• • • • •

Controlando la dosicación de la mezcla Controlaando la dosicación del agua durante el lanzado → relación agua/cemento Controlando la dosicación del adivo acelerante durante el lanzado controlaando la distancia de lanzado (1-2m) Realizando ensayos frecuentemente para opmizar y/o mejorar el diseño


141


Mezcla húmeda agregados, ccementos, agua aditivos

Acelerante y volumen de aire en la bomba

Mezcla humeda bombeada Aire comprimido acelerante Bomba de dosaje de acelerante integrada

acelerante Rendimiento: 4 to 5m 2 /hr Rebote: agregados - 2 to 10% Fibras de acero - 2% to 10%

Shotcrete via húmeda (desde 1970)

Ventajas técnicas • Bajo rebote (5% a 10%) • Mejor ambiente de trabajo • Capas mas gruesa • Dosicación controlada • Mayor resistencia a la compresión y exión • Menor variación • Uso de fribras metálicas y de polimeros • Producción muy superior (4 a m3/hr

Antecedentes • Primera aplicaciones posteriores a la segunda guerra mundial • Mayor desarrollo tecnológico a parr de 1971 y 1980 Noruega migró de 100% via seca a 100% via humeda • Aplicación de manual a roboca • 1ra aplicación en el Perú - año 1999 en C.H. De Chimay

DISEÑOS DE MEZCLA UTILIZADOS Diseños historicos de cobriza Requerimiento de la mina rć = 70 Kg/cm2 a 24 horas rć = 300 Kg/cm2 a 28 horas rć = 12% al 15% del rć

142



Insumo

Unidad

Diseño 1

Diseño 2

Diseño 3

Cemento andino

Kg.

425.00

410.00

385.00

Arena

Kg.

1550.00

1570.00

1606.00

Rheomac SF 100

Kg.

34.00

33.00

33.00

Rheobulld 1000

Li

5.10

5.00

4.60

Delvo

Li

2.00

2.00

1.90

Meyco SA 160

Li

25.50

25.00

23.20

Fibra novocon

Kg.

35.00

25.00

0.00

Fibra Harex

Kg.

0.00

10.00

0.00

Fibra S-152 HPP

Kg.

0.00

0.00

7.00

li

183.50

199.35

188 - 10

To a 24 horas

Kg./cm2

120 - 130

110 - 115

100 - 110

To a 28 dias

Kg./cm2

350 - 380

340 - 360

320 - 350

Ti 28 dias

Kg./cm2

45 - 55

40 - 50

45 - 60

%

< 10

< 10

< 10

Agua

Rebote

4.1.1 MATERIALES COMPONENTES DEL SHOTCRETE Y SUS PROPORCIONES EN LA MEZCLA El cemento que se uliza normalmente es el Pórtland Estándar Tipo I. Los agregados combinados deben presentar una de las graduaciones mostradas en el Cuadro. Cómo regla prác ca, los agregados más grandes no deberían ser más de 16 mm. La experiencia ha mostrado que con agregados de más de 16 mm se incrementa dráscamente el rebote, aproximadamente el 60-70 % de los agregados sobre 8 mm están contenidos en el rebote. Por otro lado, debe haber suciente candad de nos, menores de 0.2 mm, para formar una capa inicial sobre la supercie de la roca.

Porcentaje de peso pasante Graduación Nº 2 Medio

MALLA

Graduación Nº 1 Fino

Graduación Nº 3 Grueso

¾” (19 mm)

-

-

100

½” (12 mm)

-

100

80 - 95

3/8” (10 mm)

100

90 - 100

70 - 90

Nº 4 (4.75 mm)

95 - 100

70 - 85

50 - 70

Nº 8 (2.4 mm)

80 - 100

50 - 70

35 - 55

Nº 16 (1.2 mm)

50 - 85

35 - 55

20 - 40

Nº 30 (600 Um)

25 - 60

20 - 35

10 - 30

Nº 50 (300 Um)

10 - 30

8 - 20

5 - 17

Nº 100 (150 Um)

2 - 10

2 - 10

2 - 10

El agua de la mezcla debe ser limpia y libre de sustancias que puedan dañar al concreto o al acero. Se recomienda agua potable, en caso contrario el agua debe ser ensayada, de tal manera de asegurar que la resistencia de los cubos de mortero sea como mínimo el 90% de la resistencia de cubos de mortero hechos con agua deslada. El agua de curado deberá estar libre de sustancias que puedan dañar el concreto. Se usan adivos para mejorar las propiedades del shotcrete, éstos pueden ser: los acelerantes de fragua, que no deberán se usados en más del 2% en peso del cemento; los reductores de agua; y los retardantes. Recientemente Saber, Saber Hacer, Saber Ser

143


se ha introducido la microsílica como un añadido cementante, ésta es una puzolana extremadamente na que ulizada en candades del 8 al 13 % por peso del cemento, permite duplicar y hasta triplicar la resistencia del shotcrete, además reduce el rebote, mejora la adhesión a la supercie de la roca y permite colocar capas de hasta 200 mm de espesor en un paso simple, por su calidad “pegajosa”, sin embargo, en la mezcla húmeda, esta calidad de pegajosa disminuye la facilidad de trabajo, requiriéndose de superplascantes para restaurar dicha facilidad de trabajo. Como elementos de refuerzo, se enen principalmente las bras de acero, la malla electrosoldada rmemente adosada a la supercie de la roca (la malla eslabonada no es ideal para la aplicación del shotcrete, debido a la dicultad del shotcrete para penetrar la malla) y las varillas de erro o acero corrugadas libres de aceites, grasas, polvo u otros materiales que puedan afectar la adhesión del shotcrete elementos de refuerzo En mezclas húmedas el contenido de agua usualmente produce un slump de más de 50 mm. Cuando los slumps son mayores de 150 - 175 mm, se pierde la cohesión y los agregados gruesos enden a separarse. El slump recomendado es de 38 a 75 mm. Con las relaciones agua-cemento indicadas, se logran resistencias de 20 - 48 MPa a 20 días. En mezclas secas se pueden lograr resistencias de hasta 69 MPa. La acción conjunta del shotcrete y la roca, impide que éstos se deformen independientemente.

4.1.2 PRINCIPIOS DE ACCIÓN DEL SHOTCRETE EN EL SOSTENIMIENTO DE EXCAVACIONES ROCOSAS

• •

La acción conjunta del shotcrete y la roca, impide que éstos se deformen independientemente.

•

El shotcrete manene el entrabe de las posibles cuñas o bloques rocosos, sellando las disconnuidades o grietas producidas por la voladura.

•

Evita la alteración de minerales inestables presentes en el macizo rocoso excavado, por efecto del intemperismo.

La interacción induce la formación de un esfuerzo radial de connamiento, que controla las deformaciones y que aplicado sobre la periferia de la excavación, ayuda a la formación de un arco de sustentación.

Peso

Capa de shotcrete

Capa de shotcrete

Comportamiento del shotcrete en cuñas o bloques.

144



4.1.3 APLICACIÓN DEL SHOTCRETE La calidad del shotcrete nal depende de los procedimientos usados en su aplicación. Estos procedimientos in cluyen: la preparación de la supercie, técnicas del lanzado (manipulación de la boquilla o tobera), iluminación, venlación, comunicación y el entrenamiento de la cuadrilla. El shotcrete no debe ser aplicado directamente a la supercie rocosa seca, con polvo o congelada. El área de tra bajo debe ser rociada con un chorro de aire-agua para remover la roca suelta y el polvo de la supercie donde se aplicará el shotcrete. La roca húmeda creará una buena supercie, sobre la cual se colocará la capa inicial de shotcrete. En caso de apli car varias capas de shotcrete, antes de aplicar la siguiente capa es necesario limpiar la anterior para una buena adherencia. El hombre que manipula la boquilla deberá hacerlo del siguiente modo:

• •

La posición de trabajo debe ser tal, que haga posible cumplir con las especicaciones que se dan a connua ción. La Figura 4.27, muestra algunas de las posiciones de trabajo recomendables. La distancia ideal de lanzado es de 1 a 1.5 m. El sostener la boquilla más alejada de la supercie rocosa, resultará en una velocidad inferior del ujo de los materiales, lo cual conducirá a una pobre compactación y a un mayor rebote.

1

2

3

4

Vista de planta

Posiciones correctas de lanzado.


145


•

Respecto al ángulo de lanzado, como regla general, la boquilla debe ser dirigida perpendicularmente a la su percie rocosa. El ángulo de lanzado no debe ser menor de 45º.

Concreto

Correcto Incorrecto

Extremado rebote

Bajo rebote

Alto rebote

Ángulo de lanzado.

•

A n de distribuir uniformemente el shotcrete, la boquilla debe ser dirigida perpendicularmente a la supercie rocosa y debe ser rotada connuamente en una serie de pequeños ovalos o círculos.

Concreto

Roca 1.0 - 1.5 m

Ángulo de lanzado.

Cuando se instala shotcrete en paredes, la aplicación debe iniciarse en la base. La primera capa de shotcrete debe cubrir en lo posible completamente los elementos de refuerzo. Aplicando el shotcrete desde la parte inferior, ase guramos que el rebote no se adhiera sobre la supercie rocosa. Este procedimiento evita que posteriormente se presente el fenómeno del shotcrete “falso”.

1 2

2

Concreto Rebote

1

(Luego concreto lanzado “falso”) INCORRECTO

146


CORRECTO


Cuando se aplica shotcrete sobre elementos de refuerzo como varillas o malla, es importante que éstos queden completamente bien encapsulados dentro del mortero o concreto. Para esto es necesario dirigir la boquilla en di rección normal a la supercie o a un ángulo ligeramente inclinado a la normal de la misma, para permir un mejor encapsulamiento y minimizar la acumulación del rebote.

INCORRECTO

CORRECTO

El mortero o concreto debe emerger de la boquilla con un ujo connuo y no interrumpido. Si por alguna razón el ujo es intermitente, el operador de la boquilla debe dirigir el ujo fuera del área de recepción, hasta que el ujo vuelva a ser constante. También es necesario tener en consideración, que es esencial que el abastecimiento de aire sea consistente y tenga suciente capacidad para asegurar el suministro constante y permanente de shotcrete a alta velocidad a la supercie rocosa. Un operador bien entrenado puede producir manual mente shotcrete de excelente calidad, cuando el área de trabajo está bien iluminado y venlado, y cuando los miembros de la cuadrilla están en buena comunicación los unos con los otros, usando signos manuales pre-establecidos o equipos de radio. Para aliviar el cansancio y dar mayor confort al trabajador, se está incrementando el uso de sistemas robócos compactos para permir que el operador opere a control remoto la boquilla.

Empleo de equipo robóco para shotcrete.

Cuando el shotcrete es aplicado a la masa rocosa con juntas bien denidas y portantes de agua, es importante proveerla de drenaje a través de la capa de shotcrete, a n de liberar las altas presiones de agua. Taladros de drenaje, jados con tubos pláscos como los ilustrados en la Figura 4.33 son comúnmente usados para este propósito.


147


Donde la ltración de agua no es restringida a pocos rasgos estructurales especícos, una esterilla de bra porosa puede ser adosada a la supercie de la roca antes que la capa de shotcrete sea aplicada. Cuando se pracca el drenaje, el agua de los drenes deberá ser colectado y dirigido a una cuneta o sumidero.

Falla

Falla

Agua

Tubos para dre naj e Tubos

Roca

Capa de shotcrete

de drenaje

Capade shot cr et e

Taladros de drenaje

4.1.4 CONSIDERACIONES VARIAS REBOTE Para mezcla seca, el medio más efecvo de reducir el rebote incluye: la disminución de la presión de aire, el uso de mayor candad de nos, el prehumedecimiento de la supercie y el lanzado a una consistencia estable. Una de las grandes ventajas del proceso de mezcla húmeda es el bajo rebote. La candad de rebote depende de la consistencia del concreto, uso de acelerantes, técnicas de lanzado y graduación de los agregados. En el proceso de mezcla húmeda el rebote está entre 10% y 20% por peso, mientras que el proceso de mezcla seca el rebote puede ser de 15% - 40% para paredes vercales y 20% - 50% para techos. Las siguientes condiciones podrían reducir el rebote: contenido de cemento más alto, más nos en la mezcla, tamaños más pequeños de los agregados máximos, adecuado contenido de humedad de los agregados, una gra duación más na y la inclusión de la microsílica. Es necesario además recordar que las práccas adecuadas de manipulación de la boquilla inciden en el menor rebote.

ESPESOR DE LA APLICACIÓN Siempre que sea posible el shotcrete debe ser aplicado a su espesor completo de diseño en una sola capa. Éste puede ser aplicado en capas o espesores simples, dependiendo de la posición de trabajo. En el techo el espesor debe ser el necesario para evitar la caída del shotcrete, generalmente de 1” a 2” (25 - 50 mm) en cada pasada. En las paredes vercales puede ser aplicado en capas o espesores simples. En cualquiera de los casos el espesor de una capa es principalmente gobernado por el requerimiento de que el shotcrete no caiga.

CURADO Al igual que el concreto, el shotcrete también debe ser curado de tal manera que su resistencia potencial y su du rabilidad sean completamente desarrolladas. El mejor método de curado es mantener húmedo el shotcrete connuamente por 7 días, ulizando para tal n el agua. El curado natural puede ser considerado siempre y cuando la humedad relava del lugar sea mayor de 85%.

148



CONTROL DE CALIDAD La presión del aire de operación es la presión de conducción del material desde la máquina hacia la manguera. Una regla prácca es que la presión de operación no debe ser menor de 175 KPa (26 psi) cuando se uliza una man guera de 30 m de longitud o menos. La presión debe incrementarse en 35 KPa (5 psi) por cada 15 m adicionales de longitud de manguera y 35 KPa ( 5 psi) por cada 8 m adicionales sobre el equipo. Para la mezcla húmeda el equipo requiere un suministro de como mínimo 3 3m /min a 700 KPa (0.5 psi) para una operación adecuada.

PRESIÓN DEL AIRE El shotcrete es un material que requiere cuidadosa atención, desde el diseño hasta su colocación. Esto es más un arte que una ciencia. Por consiguiente es esencial que se establezcan adecuados procedimientos de control de calidad para asegurar un buen producto nal. Los factores que determinan la calidad del shotcrete y sobre los cuales deben llevarse a cabo controles de cali dad son: el diseño, los materiales, el equipo de aplicación, el personal de operación, las técnicas de aplicación, la inspección y los procedimientos de los ensayos. Se debe asegurar que el espesor del shotcrete, el refuerzo y las proporciones de la mezcla estén de acuerdo al diseño. Se debe asegurar que el suministro, el manipuleo y el almacenamiento de los materiales cumplan con las especicaciones, las mismas que deben tener aprobación por parte de la autoridad de diseño. Se debe asegurar que los requerimientos de aire, presión y volumen del equipo de aplicación sean los correctos y que la magnitud de lanzado, el mezclador, la manguera, etc, sean adecuadamente mantenidos, limpiados, calibra dos y chequeados regularmente. El control de calidad del personal de operación, asegurará una alta calidad del shotcrete y debe apuntar a dos as pectos: capacitación y evaluación del personal y a la ejecución de ensayos de pre-construcción. El control de calidad de las técnicas de aplicación, debe asegurar que los procedimientos y técnicas descritas en este documento sean elmente seguidos desde que éstos representan una buena prácca del shotcrete. Éste es uno de los factores más importantes que deberían ser considerados en la instalación del shotcrete. El control de calidad en la inspección, está referido a la presencia del personal calicado para implementar los procedimientos del control de calidad. Este personal debe estar familiarizado con todas las fases de los procesos del shotcrete, especialmente con las técnicas de aplicación; asimismo, debe inspeccionar connuamente los trabajos y también ser responsable de los ensayos de campo. Un aspecto importante del control de calidad, es el en sayo de propiedades sicas del shotcrete antes, durante y después de la colocación. Existen normas que des criben en detalle todos los procedimientos de ensayo. Normalmente, las edades de los ensayos de resistencia compresiva son 7,14 y 28 días, sin embargo, para aplicaciones parculares pueden establecerse periodos más cortos. Otros ensayos pueden ser requeridos como el conteni do de agua, contenido de cemento, absorción de agua, etc. La aceptación del shotcrete deberá estar basada so bre los resultados obtenidos en los ensayos realizados.

Ensayo de compresión simple uniaxial Saber, Saber Hacer, Saber Ser

149


4.2. CIMBRAS METÁLICAS Este pico sostenimiento pasivo o soporte es ulizado generalmente para el sostenimiento permanente de labores de avance, en condiciones de masa rocosa intensamente fracturada y/o muy débil, que le coneren calidad mala a muy mala, someda a condiciones de altos esfuerzos. Para lograr un control efecvo de la estabilidad en tales condiciones de terreno, las cimbras son ulizadas debido a su excelente resistencia mecánica y sus propiedades de deformación, lo cual contrarresta el cierre de la excavación y evita su ruptura prematura. La ventaja es que este sistema connúa proporcionando soporte después que hayan ocurrido deformaciones importantes.

FORMA CIRCULAR

FORMAS BAÚL

FORMA HERRADURA

Invert

Cimbras rígidas

Las cimbras son construidas con perles de acero, según los requerimientos de la forma de la sección de la excavación, es decir, en forma de baúl, herradura o incluso circulares, siendo recomendable que éstos sean de alma llena. Hay dos pos de cimbras, las denominadas “rígidas” y las “deslizantes o uyentes”. Las primeras usan comúnmente perles como la W, H, e I, conformadas por dos o tres s egmentos que son unidos por planas y pernos con tuerca. Las segundas usan perles como las V y Ù, conformadas usualmente por tres segmentos que se deslizan entre sí, sujetados y ajustados con uniones de tornillo.

Empalme de la cimbra deslizante en forma Ù

Cimbras delizantes

Los accesorios en este sistema de sostenimiento son los rantes de conexión de las cimbras, el encosllado y los elementos de bloqueo. Los rantes pueden consisr de varillas de erro corrugado o liso generalmente de 1” de diámetro u otro elemento estructural. El encosllado puede ser realizado con planchas metálicas acanaladas y en algunos casos en las minas se ulizan tablones de madera. Los elementos de bloqueo pueden ser la ma dera o los bolsacretos, estos úlmos son sacos conteniendo agregados con cemento, los cuales son rociados con agua para permir su fraguado una vez colocados entre las cimbras y la pared rocosa; el concreto débil así formado proporciona un adecuado bloqueo para transferir las cargas uniformemente sobre las cimbras.

150


Planchas acanaladas

Bolsacretos

Uso de los bolsacretos como bloqueo.


Encostillado con madera

Perfil de acero

Tirantes

Platina de base

Platina de unión

Accesorios de conexión

Para el rango de los tamaños de las excavaciones de las minas peruanas, las cimbras rígidas comúnmente ulizadas son las 4W13 (perles W de 4” de ancho x 4” de profundidad y 13 lb/pie) o equivalentes, espaciadas de 0.75 a 2 m, las mismas que corresponden a cimbras ligeras para excavaciones de hasta 4 m de abierto. En caso de altas presiones del terreno, estas cimbras podrían construirse a sección completa, colocando una solera (invert) curvada hacia abajo o de otro modo podrían ser de forma circular. En los casos que las cimbras indicadas no fueran sucientes para excavaciones de hasta 4 m de abierto, por las altas presiones de la roca, pueden ulizarse cimbras medianas como las del po 6W20 o equivalentes o alternavamente cimbras y deslizantes. Las cimbras 6W20 también son comúnmente ulizadas para excavaciones con abiertos de hasta 6 m. Es poco usual pasar al uso de cimbras pesadas como las de la serie 8W o equivalentes, las anteriores son sucientes para los propósitos indicados.

4.2.1 PROCEDIMIENTOS DE INSTALACIÓN Para que el sistema de soporte pueda actuar debidamente, es necesario considerar algunos aspectos importantes en su instalación.

• •

En primer lugar, en lo que concierne a la evolución de las cargas, es preferible que el soporte se instale lo antes posible, pues cualquier retraso ya sea en empo o en distancia al frente se traduce en aumentos de la presión sobre el techo, si prevalecen las cargas de descompresión o roca suelta. Para iniciar la colocación de un tramo con cimbras, se debe proceder a asegurar el techo, lo cual se podrá rea lizar mediante la colocación de shotcrete temporal o marchavantes de ser necesario.

Marchavantes

Tirantes Arco de acero


151


Encostillado de madera

Marchavantes

Tirantes

Instalación de cimbras ulizando marchavantes

•

Todas las cimbras deben estar correctamente apoyadas y sujetas al piso mediante dados de concreto, debiéndose mantener su vercalidad, para lo cual se requerirá de ser necesario, asegurar la cimbra anclándola con cáncamos a las paredes. Las siguientes cimbras a colocar se asegurarán con los rantes y se protegerán en forma sistemáca con el encosllado.

•

El bloqueo de la cimbra contra las paredes rocosas es esencial para que pueda haber una transferencia uniforme de las cargas rocosas sobre las cimbras. Si no se realiza un buen bloqueo l as cimbras no serán efecvas. Por lo tanto es importante realizar correctamente esta labor.

•

Es muy importante que la instalación sea cimbra por cimbra y no varias cimbras a la vez, es decir, completar la instalación de una cimbra para comenzar con la siguiente.

CONTROL DE CALIDAD Para que este po de sostenimiento funcione bien, deben cumplirse las siguientes condiciones:

152

• • • •

Riguroso paralelismo de los elementos.

•

La supervisión de la mina no aprobará ninguna cimbra que esté mal cimentada, no conserve su vercalidad ni su alineamiento; asimismo, si éstas no se encuentran correctamente topeadas a la supercie de la roca.

Adecuada adaptación a las paredes, caso contrario los elementos exionarán hacia el exterior. Resistencia conveniente del conjunto, que depende de las uniones, instalación y control. Estrecho o apretado contacto entre la cimbra y el contorno de la roca a la cual soporta en todo su perímetro, a n de desarrollar tempranamente su capacidad de sostenimiento, antes de que ocurran deformaciones sig nicavas hacia el interior de la excavación.



4.3. GATAS Constuyen unidades de soporte mecánico de los techos de las excavaciones, que funcionan a manera de puntales, generalmente ulizadas en el minado de rocas suaves como es picamente el minado por frentes largos en los yacimientos de carbón; sin embargo, en el minado en roca dura enen algunas aplicaciones, por ejemplo, como elemento auxiliar antes de la instalación de los pernos de roca o para la instalación de la malla metálica y en el minado de vetas de buzamiento echado, po manto, para complementar el sostenimiento del techo con pilares na turales. Aisladamente se ulizan para soportar bloques o cuñas potencialmente inestables del techo de los tajeos. Las gatas usualmente ulizadas son las de “fricción” y las “hidráulicas o neumácas”. Las primeras funcionan a manera de tubos telescópicos, jándose los tubos inferior y superior mediante mecanismos de cuñas o pines con la ayuda de un mecanismo expansor para el topeo al techo. Las segundas son elementos que enen caracteríscas de uencia a una carga especíca, la cual es complementada por un cilindro de soporte hidráulico o neumáco equipado con válvulas de liberación de presión. Las gatas o puntales que son utilizados com o elemento auxiliar antes de la instalación de los pernos o para la instalación de la malla metálica, son elementos li geros que tienen una capacidad de carga de 10 a 15 toneladas. Las gatas o puntales pesados para soporte de techos enen una capacidad portante de 20 a 40 toneladas. Vienen en diferentes longitudes.Dentro de las modali dades de gatas mencionadas, existe una amplia gama de pos, por lo que es importante ceñirse a los procedimientos especicados por los fabricantes para la instalación y desinstalación de las mismas. Parcularmente se debe tomar muy en cuenta los procedimientos de desinstalación, desde que en esta acvidad representa peligro de caída de rocas.

Gata de fricción

4.3.1 JACKPOT El jackpot es un elemento de sostenimiento expansivo -- plato de acero -- aplicable en uno de los extremos del puntal de madera, de tal modo de que luego de su ins talación opmiza el trabajo del puntal dándole mayor durabilidad y potencia de sostenimiento. Consiste en un plato de acero que se coloca a uno de los extremos del puntal y luego es inado a altas presiones con agua de mina. El jackpot actúa incrementando el rendimiento de los puntales, llegando estos a trabajar entre 20 y 40 toneladas de sostenimiento. Lo que hace el jackpot es presionar al puntal sobre la roca generando el efecto de BLOQUEO. Con su principio de expansión no necesita hacer pallas ni apuntalamientos con cuñas lo cual reduce empo en su instalación.


153


Diferentes diámetros : 140, 160, 183, 220 y 260 mm

Accesorios para la instalación del Jackpot:

• • •

Bomba Manual Manómetro de (25 Mpa) Herramienta de regulación

Entrada de Agua (2 Bar)

Manómetro de 0 - 250 Bar

Manguera Hidráulica

Boquilla para inar Jackpot

Bomba manual

•

Procesos de instalación del Jackpot

Jackpot correctamente inado

154



•

Jackpot inado - indicadores

1° Indicador Chorro de agua saliendo de la parte delantera de la bomba manual

2° Indicador Golpes con el combo en el puntual (sonido metálico)

•

Jackpot mal instalado

•

Consideraciones para una buena instalación de Jackpot con puntal

1° Medir de manera perpendicular a las cajas y de manera exacta.

2° cortar el puntal de forma recta

3° Indicador Lectura de Manometro indicando una presión de (10 - 12 Mpa)

3° Marllar con fuerza para que el Jackpot entre lo mas preciso posible


155


•

Lo que no debe de hacer en las instalación de Jackpot

No colocar un puntul demasiado corto y no seleccionar los puntales demasiados delgados. “De realizarse este aumentará el número de bobeos y mayor deformación del Jackpot”

Demasiado corto

•

Demasiado pequeño

Asegúrase que el jackpot se instale a 90º

JACKPACKS

4.4 MADERA El sostenimiento con madera fue el símbolo del minado subterráneo hasta antes que se hayan desarrollado las nuevas tecnologías de sostenimiento. Actualmente el sostenimiento con madera ene menor importancia frente a los avances que han habido en las técnicas de control de la estabilidad del terreno; sin embargo, ene gran signicancia histórica debido a que fue introducida hace varios siglos. En algunas minas peruanas la madera aún sigue siendo ulizada como elemento de sostenimiento, principalmente en el minado convencional de vetas. Su rol es proteger la excavación contra la caída de rocas, debido a la separación de la roca de los contornos de la misma o a lo largo de planos de debilidad, causados por la intemperización y fracturamiento del terreno debido a la voladura y otros factores. En la actualidad, la madera se uliza por su adaptabilidad a todo po de terreno, por su versalidad para soportar todo po de esfuerzo y por sus caracteríscas de deformabilidad, lo cual permite detectar en forma temprana los desplazamientos hacia el interior de la excavación. En emergencias su uso como sostenimiento es muy valioso. Sus inconvenientes son: costo relavamente alto, elevado uso de mano de obra por el empo comparavamente largo de su instalación, limitada duración (puede descomponerse) y riesgo de f uego. Cuando se usa la madera como elemento de sostenimiento es importante tomar en cuenta que:

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La madera seca dura más que la fresca o húmeda. La madera sin corteza dura más que aquella que conserva la corteza.



•

La madera tratada o “curada” con productos químicos con la nalidad de evitar su descomposición, dura más que la no “curada”

•

La madera en una zona bien venlada dura más que en una zona húmeda y caliente.

4.4.1 TIPOS DE ESTRUCTURAS DE MADERA PARA EL SOSTENIMIENTO Aquí solamente nos referimos al uso de la madera como elemento de sostenimiento, por que la madera también ene otros usos en el minado subterráneo, como la construcción de buzones, tolvas, estructuras para piques, chimeneas, barreras de contención para el relleno de tajeos, etc. Como sostenimiento la madera se uliza princi palmente en forma de puntales, paquetes, cuadros y conjunto de cuadros.

4.4.2 PUNTALES Es el po más común de sostenimiento, donde un simple poste de madera es jado vercalmente en una abertura para sostener el techo o perpendicularmente al buzamiento de una veta para sostener la caja techo (en buzamien tos echados) o ambas, la caja techo y la caja piso (en buzamientos empinados), previniendo así la falla de l a roca y el cierre de la excavación. Para el sostenimiento de las falsas cajas en vetas angostas, los puntales son elementos valiosos.

Mineral

Plantilla CAJA TECH O

Puntal Patilla

CAJA PISO

Mineral roto

Relleno

Puntales de seguridad para falsas cajas

Los puntales son miembros compresivos con rangos de resistencia de 7 a 10 MPa, construidos de madera redonda de 5” a 10” de diámetro y longitudes que no deben superar los 3.5 m, para evitar su pandeo y pérdida de resis tencia. La sección circular de un puntal ofrece una mayor capacidad portante que las secciones cuadradas. Cuanto menor sea la longitud de un puntal, éstos ofrecen mayor capacidad portante. Los puntales deben ser empleados con el uso de planllas y cuñas. La planlla es usada para distribuir la carga en los extremos del puntal y para ayudar a mantener el extremo del puntal sin romperse cuando el peso es aplicado sobre éste. La cuña es usada para ajustar el poste contra el techo. El espaciamiento de los puntales dependerá de las caracteríscas de la roca y del tamaño del puntal. En algunos casos se suele combinar el puntal con el uso de la malla metálica, para retener los bloques sueltos ubicados entre los puntales.


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4.4.3 PAQUETES DE MADERA (WOODPACKS) Cuando los puntales de madera no son sucientes para soportar el techo de una excavación, una alternava de soporte es el uso de paquetes de madera. Este po de soporte es parcularmente eciente cuando se desarrollan fallas extensivas sobre el techo del tajeo, donde un gran peso muerto de la roca necesita ser soportado. Su uso está asociado al método de minado por corte y relleno descendente y también al método de cámaras y pilares, puesto que éstos pueden ayudar a complementar el sostenimiento con pilares naturales e incluso permir la recuperación parcial de los pilares de mineral. Existen varias conguraciones de paquetes de madera, lo importante de todas ellas es que tengan la mayor can dad de área sólida efecva resultante del proceso de acomodamiento de la madera, puesto que a mayor área efecva, mayor será la capacidad portante del paquete. Una conguración de un paquete de madera que se está ulizando con éxito en nuestro medio es el que se mues tra en las Figuras 4.42 y 4.43. En este caso los cuadros rectangulares o unidades del paquete enen 0.45 m x 1.20 m (dimensiones externas), construidos con madera cuadrada de 6” de lado. Un paquete armado con estas unidades ene un área efecva de soporte 2 de 0.63 m y puede desarrollar una capacidad de soporte de 90 Ton.

En la conguración del paquete indicado, las unidades que la conforman pueden ser fácilmente manipuladas por un trabajador, facilitando y ahorrando empo en la instalación. Además, ofrece la posibilidad de armar paquetes más robustos (mayor área en planta), para condiciones más desfavorables de terreno, simplemente agrandando la disposición de las unidades.

4.5. CUADROS Éstos son ulizados para sostener galerías, cruceros y otros trabajos de desarrollo, en condiciones de roca fracturada a intensamente fracturada y/o débil, de calidad mala a muy mala y en condiciones de altos esfuerzos. Si las labores son conducidas en mineral, el enmaderado debe ser más sustancial para mantener la presión y el movi miento de roca en los contornos de la excavación. Los principales pos de cuadros que usualmente se ulizan son: los cuadros rectos, los cuadros trapezoidales o denominados también cuadros cónicos y los cuadros cojos. Todos estos son elementos unidos entre sí por destajes o por elementos exteriores de unión, formando una estructura de sostenimiento.

4.5.1 CUADROS RECTOS Son usados cuando la mayor presión procede del techo. Están compuestos por tres piezas, un sombrero y dos postes, asegurados con bloques y cuñas, en donde los postes forman un ángulo de 9 0° con el sombrero. En ciertos casos los postes van sobre una solera. Estos cuadros están unidos por los rantes, los cuales determinan el espa ciamiento de los mismos, que varía de 2 a 6 pies según la calidad del terreno. Para completar el sostenimiento se adiciona el encribado en el techo, generalmente con madera redonda y el enrejado en los hasales con madera redonda, semiredonda o entablado. En labores de avance horizontales o subhorizontales, los postes son instalados vercalmente y en labores con buzamiento (en mineral), los postes son instalados en forma perpendicular al buzamiento, de tal manera que el sombrero quede paralelo a las cajas.

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4.5.2 CUADROS CÓNICOS Son usados cuando la mayor presión procede de los hasales. La diferencia con los cuadros rectos, solo radica en el hecho de que en los cuadros cónicos se reduce la longitud del sombrero, inclinando los postes, de tal manera de formar ángulos de 78° a 82° respecto al piso, quedando el cuadro de forma trapezoidal. Encribado

Enrejado y topeado

Encribado

Enrejado y topeado

Sombrero

Sombrero

Postes

Postes

CUADROS RECTOS

CUADROS CÓNICOS

4.5.3 CUADROS COJOS Estos están compuestos por solo un poste y un sombrero. Se ulizan en vetas angostas menores de 3 m de poten cia. Su uso permite ganar espacio de trabajo. Pueden ser vercales o inclinados según el buzamiento de la estructura mineralizada. Estos cuadros deben ade cuarse a la forma de la excavación para que cada elemento trabaje de acuerdo a las presiones ejercidas por el terreno.

4.5.4 CONJUNTO DE CUADROS Este es un método costoso con baja producvidad y solo uli zado en minerales de alta ley para una máxima recuperación, cuando no se pueden ulizar cuadros simples (rectos o cónicos), lo cual ocurre cuando las dimensiones de la estructura mineralizada o de la labor minera superan los 3 m. El método de minado por conjunto de cuadros ha sido generalmente converdo a sistemas de corte y relleno. Este sistema de sostenimiento está formado por: postes, sombreros y rantes, sistemácamente armados, en lo posible alineando los cuadros de madera con la dirección del máximo esfuerzo. El conjunto debe ser bloqueado ajustadamente a las paredes, al frente y al techo, para dar máximo soporte en terrenos malos. También se usa conjunto de cuadros en los piques, pero su función primaria es dividir al pique en comparmientos y como un medio de jar las guías, tubos, cables, etc. El bloqueo del conjunto de cuadros proporciona un mínimo de sostenimiento al terreno, el sostenimiento principal de la masa rocosa del pique, de ser requerido, deberá efectuarse con pernos y/o malla y/o shotcrete. Tirantes

Enrejado y topeado

Encribado

Sombreros

Espiga Postes

Sombrero poste

CUADROS COJOS

CONJUNTO DE CUADROS Saber, Saber Hacer, Saber Ser

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Manual Ingeniería de Minas - Pasantia

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