Método de Holmberg

1) MÉTO MÉTODO DO DE DE HOLM HOLMBE BERG RG Para construir túneles de grandes dimensiones, se usa taladros de diámetro cada vez mayores y eso implica el uso de mezclas explosivas en mayor cantidad. Por lo que para el diseño se tiene que poner mayor  cuidado. Para Para faci facilit litar ar el cálc cálcul ulo; o; holm holmbe berg rg divi dividi di  el fren frente te a perf perfor orar ar en ! secciones  " # seccin de corte $cut% & # seccin de ta'eo $stoping $ stoping section% ( # seccin de alza $stoping% ) # seccin de contorno $contour% * # seccin de arrastre $lifters% • • • • •

Diseño de sección de corte

Corte con dos taladros vacíos

Corte con tres taladros vacíos

Calculo de taladros or Hol!"er#  "vance por disparo# primero se debe establecer el avance por  disparo que está limitado por el diámetro del taladro vac+o y por la desviacin de los taladros. n avance razonable para un disparo debe ser superior al -! de la profundidad del taladro.

AVANCE POR DISPARO (AV/DISP.) = H= 0.15 + 34.1Ø – 39.4 Ø2 )onde# /# profundidad del taladro $m% 0# diámetro del taladro vac+o $m%  "v1disp 2 3.-! / *stas frmulas son válidas si la desviacin de los taladros no sea mayor  al 4

Calculo del "urden ri!er cuadrante &5# 5.!0

si la desviacin de taladros $3.! a 5%

5.60 7 8 si la desviacin del taladro 95 )onde#  &5# burden en el 5er cuadrante. 0# diámetro del taladro vac+o o equivalente. 8# máxima desviacin de la perforacin.

F= αH + : # desviacin angular $m1m%  # desviacin en el collar o empate $m%

/ # profundidad de taladro $m% C$lculo de la concentración de car#a en el 1er cuadrante Para diámetros pequeños# d < 5

=.

>angefors y ?ihlstrom $5-@A% #

(

q=

d 0.032

) ( )( √( ) ) ∗

 B  Ø 

3 2

3

∗( B−

 Ø  2

)

)onde# B2concentracin de carga $?g1m% en el 5er cuadrante. &# burden $m% 0# diámetro de taladro vac+o $m% )# diámetro del talado de produccin $m%

%ara di$!etro !a&ores o cual'uier ta!año( q =55 d

(√ ( ) ) ( ) b  Ø 

3

 Ø 

∗ B−

2

∗(

c 0.4

)/ Sanfo

)onde#

Canfo# potencia relativa por peso relativo al "D8E (# constante de roca $cantidad explo1m A de roca% ( ! F3.4G3.HI para condiciones en que se desarroll el modelo $c#3.H Jg1mA%

Eercicio( *l (x 6@5 está ubicado en el nivel 4!!3 en la mina encanto de la zona sur, por  la dimensin del frente se ha visto conveniente avanzar de manera mecanizada con un 'umbo boomer de un brazo y la limpieza con un scoop de 4.4 ydA. Kariables de diseño • • • • • •

LML 2 !!  NCO 2 H-.-LB) 2 !!.@  Lesistencia a la compresin 2 A.AA MPa )ensidad de la roca 2 4.@ t1 mA )iámetro de broca $05 % 2 H! mm

 de acoplamiento 2 3  *ficiencia de perforacin 2 -! >ongitud del barreno $>&% 2 54 pies  "ncho de labor 2 A.! m  "lto de labor 2A.! m )istancia a una zona critica 2 533 m )iámetro de broca rimadora$04 %2 535.@ mm  "ngulo de los taladros de contorno Q " R 2 AS )esviacin angular Q: R 2 53 mm1m *rror de emboquille QeR 2 43 mm *specificaciones tTcnicas de los explosivos a usar#

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)iseño de arranque# *l siguiente diseño está basado en la metodolog+a sueca de Loger /olmberg con algunas modificaciones para evitar algunas anomal+as y malos efectos en la voladura# Paso 5# avance por disparo según el diámetro de broca y longitud de barra /aremos un arranque de cuatro secciones por tanto la profundidad de los taladros puede estimarse con la siguiente ecuacin#

)onde#

(uando empleamos la broca de H!mm tenemos lo siguiente#

*sto quiere decir que con un solo taladro vac+o o de expansin de H! mm solo se podr+a alcanzar un máximo de 5.@3! m de avance, y como ya calculamos el avance requerido es A.H6! m, por tanto, tenemos dos opciones. na es perforar taladros 'untos según la ecuacin para encontrar el taladro vac+o equivalente y otra es usar la broca rimadora. Eptamos por la broca rimadora de 535.@ mm y tenemos#

 "hora vemos que aun usando la broca rimadora no se alcanza el ob'etivo, por tanto es necesario perforar más de un taladro vac+o para lo cual usaremos la ecuacin siguiente

Leemplazando la ecuacin con dos taladros 'untos perforados tenemos

 "hora tenemos#

(on dos taladros de expansin es más que suficiente para alcanzar hasta H.4A@ m de avance con una eficiencia de disparo al 533. Pero sabemos que es aceptable hasta un -! , lo cual es H.34H4 m.

Paso 4. (álculo del &urden en el arranque *l cálculo es según la teor+a de áreas de influencia que se tiene a continuacin# Por el principio de longitud de arco se sabe que#

Por tanto en nuestro diseño se tiene que#

 "hora calculamos el burden práctico $&5%

)nde# • • • • • •

*p2error de perforacin $m% *p2 $3.35 $A.H6!% U 3.34% 2 3.3!! :2desviacin angular $m1m% >2 3.35 m 2profundidad de los taladros $m%  >2 $longitud de barra%V$eficiencia de perforacin% 2 54W x 3.-! 2 A.H6! m e2error de emboquille $m% 2 3.34 m

*l burden práctico será#

Paso A. (alculo de la constante de roca QcR y otros factores •

Para calcular la constante de roca primeramente calculamos consumo espec+fico de explosivo con la formula modificada de "shby#

 "hora calculamos

•

la constante de roca sueca QcR según la ecuacin

•

Para más adelante predecir la fragmentacin es necesario conocer el factor de roca Q"R esto calculamos según la ecuacin.

(unningham $5-A% indica que en su experiencia el l+mite más ba'o para Q"R incluso en tipos de roca muy dTbiles es "2 y el l+mite superior es " 2 54. Pues en este caso tiene razn el macizo rocoso de consorcio minero horizonte es muy fracturado y alterado, podr+amos decir que es geomecánicamente incompetente. •

Para complementar calculamos los siguientes factores# Xndice de volabilidad de lilly $&O%

8actor de energ+a $8*%

PasoH. (álculo de concentracin de carga lineal de explosivo $q5% *l cálculo se hará según la ecuacin#

)nde# q52 (oncentracin lineal de carga $?g1m% 052 )iámetro de perforacin $m% 2 3.3H! 042 )iámetro del taladro vac+o $m% 2 3.5HA6 & &2 &urden $m% 2 3.44@ ( (2 (onstante de roca 2 3.A5 LYC"D8E2 potencia relativa en peso del explosivo referida al "D8E.

• • • • • •

 *n este caso usaremos como explosivo el *M>*Z H! $LYC"D8E 2 66  2 3.66%  "hora reemplazando en la ecuacin H.4@ y tenemos#

Cabemos que la longitud de carga $>c% es#

*ntonces#

 "hora el número de cartuchos por taladro$D cart.% será#

Paso !. Prediccin de la fragmentacin  "qu+ entra a tallar el modelo JuzGLam.

)nde# • • • •

Z2 tamaño medio de los fragmentos, cm. 2 R 2 43 cm " 2 factor de roca 2 -.A4 Be2 $q5V>c%2 3.6! x A.34! 2 4.46 ?g  LYCanfo2 8uerza relativa x peso del explosivo con respecto al "D8E $*mulexH!% 2 66

•

J 2 8actor [riturante $consumo espec+fico de explosivo% ?g1mA 2 (.* 2 3.A! Leemplazando en la ecuacin anterior tenemos#

*ste resultado nos predice que no tendremos problemas de bancos porque el tamaño promedio esta por muy deba'o de R $43cm% que es la longitud de la parrilla de los echaderos. Ci queremos interpretar este resultado de manera tTcnica se podr+a decir que el !3 del material roto son menores o iguales a !.-H cm

*) O+D,- TE+-.O+,LECon aquellas ondas que producen por la expansin de los gases, debido a una reaccin violenta de explosin pero que tienes la caracter+stica de causar esfuerzos tensionales sobre la superficie en la cual se propagan.

/) O+D,- RE0R,CT,D,-  RE0LE2,D,>as altas presiones de los gases, hacen que estos produzcan las ondas compresivas las cuales serán refractadas y refle'adas. >as ondas compresivas refle'adas cambiaran de signo $negativo% y se convertirán en ondas tensionales. *sta transformacin ocurrirá cuando las ondas compresivas arriben a una cara libre, cuando la masa rocosa cambie de densidad o cuando ellas encuentran fallas geolgicas o planos estructurales, etc. *l fracturamiento de la roca comenzara en la cara libre o en cualquier  discontinuidad donde las ondas compresivas son refle'adas. .