UNIVERSIDAD NACIONAL DE CAJAMARCA FACULTAD DE INGENIERÍA ESCUELA ACADÉMICO PROFESIONAL DE INGENIERÍA GEOLÓGICA PARÁMETROS HA SER USADOS EN LA PERFORACIÓN Y VOLADURA DISEÑO DE PERFORACIONES EN BASE AL MACIZO ROCOSO _____________________ ________________________________ _____________ __ AUTORES ASENCIO ALVARADO, GINO CERDÁN VÁSQUEZ, NILTON HEINER HUARIPATA CUEVA, EDGAR MOROCHO OCAS, CRISTIAN RAICO FLORES, EDGAR BLADIMIR DOCENTE ING. AGUILAR ZELADA, VÍCTOR ERNESTO --------------------------------------------------CAJAMARCA-PERÚ 2019
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ÍNDICE 1.
........................................................................................................................ ............................................................. 4 INTRODUCCIÓN ...........................................................
2.
OBJETIVOS. ................................................................................................................................. ................................................................................................................................. 5
3.
2.1.
Objetivo General ................................................................................................................... 5
2.2.
Objetivos Específicos .......................................................... ............................................................................................................ .................................................. 5
...................................................................................................................... ............................................................. 5 BASES TEÓRICAS .........................................................
3.1.
CARACTERÍASTICAS FISICO-MECÁNICAS DE LAS ROCAS ................................ 5
3.1.1.
La densidad................................................................... .................................................................................................................... ................................................. 6
3.1.2.
Las resistencias estáticas. .................................................................. ............................................................................................. ........................... 6
3.1.3.
...................................................................................................................... 6 Tenacidad. ......................................................................................................................
3.1.4.
Resiliencia ......................................................... ...................................................................................................................... ............................................................. 7
3.1.5.
Rigidez ............................................................................................................................ ........................................................................................................................... 7
3.1.6.
Las resistencias dinámicas. ........................................................................................... .......................................................................................... 8
3.1.7.
................................................................................................................ .. 8 La porosidad. ...............................................................................................................
3.1.8.
La Capacidad de Amortiguación Específica. .............................................................. ............................................................. 8
3.1.9.
La conductividad. ........................................................................................................ ......................................................................................................... .. 9
3.1.10.
La velocidad de la onda longitudinal. .......................................................................... ......................................................................... 9
3.1.11.
El módulo de elasticidad. ..............................................................................................9
3.1.12.
La relación de Poisson. ........................................................... ................................................................................................. ...................................... 9
3.1.13.
Dureza y penetración .............................................................. .................................................................................................... ...................................... 9
3.2.
ESTRATIGRAFÍA ............................................................. ............................................................................................................. ................................................ 10
3.3.
.......................................................................................... ...................... 12 RASGOS ESTRUCTURALES ....................................................................
3.4.
ESTUDIO DEL MACIZO ROCOSO .................................................................... ............................................................................... ........... 16
3.5.
PARÁMETROS DE LA PERFORACIÓN Y VOLADURA ........................................... 21
3.6.
DISEÑO DE VOLADURAS ATENDIENDO AL CONTROL GEOESTRUCTURAL …………………………………………………………………… …………………………………………………………………………………………………………… …………………………………………………………………… ……………………………41
3.6.1.
Índice de Volabilidad (BI) .................................................................... .......................................................................................... ...................... 46
3.7. INTENTOS DE CORRELACIÓN DE ÍNDICES DE PERFORACIÓN CON LOS PARÁMETROS DE DISEÑO DE LAS VOLADURAS .............................................................. 48 ............................................................................................................................... .......................................................... 50 CONCLUSIONES .....................................................................
BIBLIOGRAFÍA........................................................... .............................................................................................................................. ...................................................................... ... 51
2
ÍNDICE DE FIGURAS Figura 1. Porosidad en el macizo rocoso .................................. ........................................................ ............................................. ........................... .... 8 Figura 2. Rangos de valores de dureza total para algunas rocas ............................................ ................................................ 11 Figura 3. Contacto de areniscas y lutitas fisibles ............................................ ................................................................... ........................... 12 Figura 4. Esquema de perforación en un macizo heterogéneo. ...................................... ............................................... ......... 12 Figura 5. Espaciamiento reducido entre barrenos en macizos fracturados para una alta fragmentación. ............................................. ................................................................... ............................................ ............................................ ................................ .......... 13 Figura 6. Espaciamiento amplio entre barrenos en macizos fracturados para una baja fragmentación. ............................................. ................................................................... ............................................ ............................................ ................................ .......... 14 Figura 7. Familia de discontinuidades formando ángulos respecto de la cara libre. ...............14 Figura 8. Familia de discontinuidades paralela a la cara libre ............................ ................................................. .....................14 Figura 9. Medición del espaciamiento entre diaclasas observando la roca expuesta. ............. 18 Figura 10. Ejemplo de histograma. Análisis de longitud de bloques..................................... bloques......................................... 18 Figura 11. A la izquierda: Explicación gráfica de las convenciones adoptadas. A la derecha: Isométrico del diseño de una voladura....................... voladura. ............................................. .............................................. ....................................... ................42 Figura 12. Influencia de los parámetros geométricos sobre la voladura; α = 0º ......................43 Figura 13. Influencia de los parámetros geométricos sobre la voladura; α = 90º ....................43 Figura 14. Influencia de los parámetros geométricos geométricos sobre la voladura; α = 45° ..................44 Figura 15. Influencia de los parámetros geométricos sobre la voladura 0º < α < 45º ............. 45 Figura 16. Influencia de los parámetros geométricos sobre la voladura; 45º < α < 90º ..... 46 Figura 17. Correlación RQI vs Consumo específico. ................................................ .............................................................. .............. 49
ÍNDICE DE TABLAS Tabla 1. Términos descriptivos para identificar el espaciamiento. espaciamiento........................................... ..........................................18 Tabla 2. Relación Jv versus RQD para calificar el estado de masividad de un macizo. ......... ......... 20 Tabla 3. Términos descriptivos del tamaño de bloques y su relación con Jv. J v. ......................... ......................... 20 Tabla 4. Calificación de parámetros geomecánicos para determinar el Índice de Volabilidad, B.I........................................... B.I................................................................. ............................................ ............................................ ............................................. ................................ ......... 47
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1.
INTRODUCCIÓN
En el diseño de voladuras, las características físicas, químicas y mecánicas de las rocas, (entre otras de sus propiedades) así como la estratigrafía y los rasgos estructurales del macizo rocoso, juegan un papel importante pues determinan la geometría geometría de de la voladura, el consumo consumo específico y la regulación de los tiempos de retardo tanto en voladuras a cielo abierto como subterráneas, pero también el consumo de aceros de perforación y las molestias sobre la comunidad y el entorno. Los elementos básicos de geología que tienen incidencia en la perforación y voladura son: 1) las características físicas y mecánicas de las rocas que conforman el macizo rocoso, 2) la estratigrafía, esto es, la presencia pr esencia de estratos menos resistentes, y eventualmente más delgados, y presencia de cavidades cavidades y 3) los rasgos estructurales, estructurales, esto es, la presencia presencia de planos de estratificación, fallas, diaclasas diaclasas principales y
secundarias, en lo que tiene que ver ver
fundamentalmente fundamentalmente el comportamiento de cada uno de estos. Otro parámetro que debe tenerse en cuenta en un diseño racional, está obviamente, asociado con los objetivos de la voladura; este otro factor puede conllevar a modificar los diseños en virtud a favorecer la granulometría a lograr, así como a evitar la dilución del material a remover.
4
2.
OBJETIVOS
2.1.
Objetivo General
Evaluar los principales parámetros a tener en cuenta en la perforación, perforación diamantina y voladura.
Analizar las propiedades físicas, químicas y mecánicas del macizo rocoso para un buen diseño de voladura
2.2.
Objetivos Específicos
Analizar las características físicas y mecánicas de las rocas que conforman el macizo rocoso
Examinar la estratigrafía, esto es, la presencia de estratos menos resistentes, y eventualmente más delgados, y presencia de cavidades.
Determinar los rasgos estructurales, esto es, la presencia de planos de estratificación, fallas, diaclasas diaclasas principales principales y secundarias.
3.
BASES TEÓRICAS
3.1.
CARACTERÍASTICAS CARACTERÍASTICAS FISICO-MECÁNICAS DE LAS ROCAS
Los materiales que constituyen los macizos rocosos poseen ciertas características ingenieriles función de su origen y de los procesos geológicos posteriores a los que han podido estar sometidos. Es así como se tienen las rocas ígneas, sedimentarias y metamórficas. Las propiedades físicas y mecánicas más importantes de las rocas que influyen sobre el buen buen diseño de una voladura, son:
La densidad
Las resistencias dinámicas
La porosidad
La fricción interna
La conductividad
La velocidad de la onda longitudinal
El módulo de elasticidad
La relación de Poisson 5
3.1.1.
El índice de expansión
La densidad
En general, las rocas de baja densidad se deforman y rompen con facilidad, requiriendo un factor de energía relativamente bajo, en tanto que las rocas más densas demandan de una mayor cantidad de energía para lograr una fragmentación satisfactoria así como un buen desplazamiento y esponjamiento del material volado. En rocas con alta densidad, para que el empuje impartido por los gases sea el adecuado, deben tomarse las siguientes precauciones: aumentar el diámetro de perforación para elevar de esta manera la presión de barreno, reducir el esquema y modificar la secuencia de encendido, mejorar la efectividad del retaque con la finalidad de aumentar el tiempo de actuación de los gases y obligarlos a que escapen por el frente libre y no por el mismo barreno y utilizar explosivos con una alta energía de empuje. (Correa Arroyave, 2009)
3.1.2.
Las resistencias estáticas.
Las resistencias estáticas a la compresión y a la tracción, se utilizan como parámetros indicativos de la aptitud de la roca a la voladura. De esta forma, Hino, 1959, definió el índice de volabilidad, como la relación resistencia a la compresión / resistencia a la tracción, de modo que un mayor valor de esta relación estaría asociado con una mayor facilidad para fragmentar la roca. Conviene igualmente determinar las resistencias a la compresión triaxial estáticas para tener una idea del incremento de esfuerzo de la roca producto de dicho confinamiento.
3.1.3. Tenacidad La tenacidad refleja fundamentalmente la capacidad de un material para absorber energía durante la deformación plástica. En una prueba estática, esta energía se mide por el área bajo la curva esfuerzo - deformación, la cual representa el trabajo requerido para fallar la muestra. El módulo de tenacidad, es la máxima cantidad de energía de deformación por unidad de volumen que el material puede absorber sin fracturarse; se expresa en kg.cm/cm³
Donde
Mt: módulo de tenacidad σc:
esfuerzo de la compresión simple 6
εf :
deformación unitaria en la falla
Puede deducirse entonces, que los materiales con una alta tenacidad deben ser muy resistentes y exhibir una alta ductilidad. Los materiales frágiles, por su parte, usualmente tienen baja tenacidad dado que sólo muestran una pequeña deformación plástica antes de la fractura. (Jastrzebski, 1959)
3.1.4. Resiliencia La capacidad de un material para absorber energía en el rango elástico, se conoce como su resiliencia (Jastrzebski, 1959). El módulo de resiliencia es la máxima cantidad de energía de deformación por unidad de volumen que el material puede absorber hasta el límite elástico; se expresa en kg.cm/cm³ y está representado por el área bajo la curva, esfuerzo - deformación, en la zona elástica. Las dos propiedades, esfuerzo en el límite elástico y elasticidad, que al parecer influyen, en gran parte, sobre la resistencia a la compresión, intervienen en la determinación del módulo de resiliencia, tal como se aprecia en la siguiente expresión:
Donde Mr: módulo de resiliencia σl : esfuerzo en el límite elástico
E : módulo de deformación εl : deformación unitario en el límite elástico
Esta ecuación indica que para un alto módulo de resiliencia, el material debería exhibir un alto esfuerzo en el límite elástico.
3.1.5. Rigidez La rigidez está caracterizada por el módulo de deformación o módulo de elasticidad, el cual es el factor de proporcionalidad entre el esfuerzo normal y la deformación relativa que sufre la muestra de roca; su valor en la mayoría de las rocas varía entre 0,3 x 105 y 1,7 x 105 MPa, dependiendo fundamentalmente de la composición mineralógica, la porosidad, el tipo de deformación, y la magnitud de la carga aplicada. También influye en dicho parámetro la estructura de la roca, ya que el módulo de deformación en la dirección de la estratificación o la esquistosidad es generalmente mayor que en la dirección perpendicular a ésta
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3.1.6. Las resistencias dinámicas. El tratamiento racional de los problemas reales obliga a considerar las resistencias dinámicas. Las resistencias de las rocas aumentan con la velocidad de carga pudiendo llegar en algunos casos a alcanzar valores entre 5 y 13 veces superiores a las estáticas. Es por ello que puede ser bastante conveniente, determinar en el laboratorio las resistencias al impacto, (a fin de determinar, por ejemplo, el índice de impacto, relación trabajo específico de impacto a resistencia a la compresión simple) a fin de seleccionar explosivos que desarrollen en las paredes del barreno, esfuerzos inferiores o iguales a la resistencia a la compresión dinámica de la roca o provocar una variación en la curva Presión-Tiempo, mediante el desacoplamiento de la carga dentro del barreno.
3.1.7. La porosidad. Se trata de la porosidad intergranular, primaria o de formación, cuya distribución en el macizo pudiera considerarse uniforme y que genera efectos como la atenuación de la energía de la onda de choque y la reducción de la resistencia dinámica a la compresión y, consecuentemente, un incremento de la trituración y porcentaje de finos. El trabajo de fragmentación en rocas muy porosas, se realiza, casi en su totalidad, por la energía de empuje, lo que obliga a utilizar explosivos con una elevada energía de empuje, sacrificando la energía de tensión, mediante el desacoplamiento de las cargas y a retener los gases de las voladuras a alta presión con un adecuado dimensionamiento de la longitud y tipo de retaque
Figura 1. Porosidad en el macizo rocoso
3.1.8. La Capacidad de Amortiguación Específica. Puesto que las rocas no constituyen un medio elástico, parte de la energía de la onda de tensión que se propaga a través de él, se convierte en calor debido a la Capacidad de Amortiguación Específica, CAE, la cual determina la disponibilidad de las rocas para atenuar la onda de tensión generada por la detonación.
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3.1.9. La conductividad. Fugas o derivaciones de corriente pueden presentarse cuando los detonadores se colocan dentro de barrenos en rocas de cierta conductividad, como los sulfuros complejos o las magnetitas, y esencialmente cuando las rocas son abrasivas y existe agua en el entorno de la pega.
3.1.10. La velocidad de la onda longitudinal. La velocidad de la onda longitudinal es la velocidad a la cual la roca transmitirá las ondas de compresión: mientras más densa y homogénea sea la roca, más eficientemente se propagarán las ondas. La velocidad de detonación del explosivo requerido, se determina mediante las características de propagación de las ondas en la roca, estando en una relación directa. Este parámetro es vital en el buen manejo de una voladura, pues determina no sólo la impedancia del terreno sino también, es un parámetro que permite determinar la vibración que producirá el explosivo en el terreno.
3.1.11. El módulo de elasticidad. Es la medida de la rigidez de la roca; esto es, la medida de la capacidad que tiene la roca a contrarrestar o resistir la deformación. Mientras mayor sea este módulo, mayor oposición presentará la roca para ser fracturada.
3.1.12. La relación de Poisson. Mide el grado en el que un material dilata o comprime su área de sección transversal perpendicular al esfuerzo. La relación de Poisson no tiene ninguna influencia en la determinación de las características de la voladura de las rocas excepto que una relación menor está asociada con la mayor propensión de la roca al prefracturaminento (presplitting).
3.1.13. Dureza y penetración La fracturación eficiente y económica del material rocoso, se rige en gran parte por la aplicación exitosa de taladros perforadores, ya sean de percusión o rotación. A causa de las muchas variables involucradas, este tema ha sido algo difícil de interpretar, por la diversidad de reglas que sugieren la cantidad de energía que debe utilizarse para perforar cualquier banco de roca en particular. Las llamadas “rocas duras” han sido perforadas fácilmente, en
comparación con las rocas menos duras, por sus características de fragilidad y desmoronamiento. Por ejemplo, una roca ígnea dura o una metamórfica, puede ser perforada con mayor eficiencia que una caliza compacta (Shepherd, 1950).
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Dureza Total
Deere (1970) sugirió el uso de una combinación entre resistencia y abrasividad de la roca para la previsión de la penetración de tuneladoras y llamó Dureza Total (HT) al parámetro
Donde HT: dureza total HR: dureza de rebote al martillo Schmidt HA: abrasividad Taber Modificado Nelson et al. (1983) han estudiado cuatro túneles y encontraron una excelente correlación entre el índice de penetración y la dureza total
Donde Id: Índice de penetración, kN/mm HT: dureza total
3.2.
ESTRATIGRAFÍA
Las voladuras en zonas en donde se produce un cambio litológico drástico y, consecuentemente, una variación de las propiedades de las rocas, obligan a una reconsideración de los diseños. Deben colocarse, por ejemplo, espaciadores en arcilla o gravilla entre la carga del barreno en donde la presencia de lodolitas, por ejemplo, indica que es posible una explosión prematura. A menudo, estratos de lutita o arcillolita muy blandos, se encuentran concentrados en una pequeña longitud del barreno, los cuales deben ser tratados de la misma manera a fin de prevenir una pérdida de energía del explosivo. Los yacimientos estratiformes semi horizontales que presentan algún horizonte muy resistente, pueden conducir a un tipo de voladuras particular en los que las cargas se alojen perfectamente confinadas, a la altura de tales horizontes. Igualmente, es recomendable que la localización de
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los multiplicadores en las columnas de explosivo coincida con los niveles más resistentes a fin de aprovechar al máximo la energía de tensión producida por dicho explosivo.
Figura 2. Rangos de valores de dureza total para algunas rocas
Cuando se encuentren en contacto dos materiales de resistencias muy diferentes, como por ejemplo una lutita físil en contacto con una arenisca muy competente, y si los barrenos atraviesan dichas formaciones, tendrá lugar una gran pérdida de energía asociada con la caída de presión y escape de los gases al producirse deformaciones rápidas de dichos materiales menos resistentes y, por consiguiente, se obtendrá una mala fragmentación (esta situación, que de hecho es mucho más común de lo que se pueda pensar, es un buen ejemplo para llamar la atención sobre el seguimiento que debe hacerse durante la perforación).
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Figura 3. Contacto de areniscas y lutitas fisibles
Si los materiales de los estratos son diferentes en sus respuestas a la voladura, el piso del banco puede llegar a ser muy irregular; igualmente, es probable que se presenten fracturas terminales si el disparo se inicia en la dirección equivocada.
Figura 4. Esquema de perforación en un macizo heterogéneo.
3.3.
RASGOS ESTRUCTURALES
La característica más importante de todos los macizos rocosos es la presencia de discontinuidades; en efecto, todas las rocas en la naturaleza, así como todos los macizos rocosos, poseen algún grado de discontinuidad, microfisuras, macrofisuras, cavidades, etc. que influyen de manera decisiva en las propiedades físicas y mecánicas de las rocas y los macizos, y, por consiguiente, en los resultados de las voladuras.
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Las superficies de discontinuidad en el macizo pueden ser de distintas clases: estratificación, laminación, foliación primaria, esquistosidad, pizarrosidad, fracturas, juntas, etc. Dichas discontinuidades pueden estar abiertas, cerradas o rellenas, y por ende, exhibir diferentes grados de transmisión de la energía del explosivo. Los labios de estas discontinuidades representan superficies planas en donde se reflejan las ondas de choque atenuando y disipando la energía producida por el explosivo. La fragmentación está influenciada por el espaciamiento entre barrenos, “E”, el espaciamiento
entre discontinuidades, “S”, y el tamaño máximo del bloque admisible, “M”. Especial cuidado debe prestarse cuando las discontinuidades son subverticales y la dirección de salida es normal a la de éstas, pues es frecuente la sobreexcavación detrás de la última fila de barrenos, lo cual obliga a una perforación inclinada para mantener la dimensión del burden en la primera línea. Cuando la estratificación o los sistemas de diaclasas presentan un ángulo menor de 30º, es recomendable que los barrenos sean normales a dichos planos con la finalidad de aumentar el rendimiento de las voladuras. Las discontinuidades en el macizo rocoso tienen gran influencia sobre el diseño y ejecución de las voladuras ya que pueden utilizarse como un indicativo preliminar de la fragmentación: el espaciamiento entre discontinuidades, puede: a- Obligar a un espaciamiento menor entre barrenos con el fin de minimizar sus efectos adversos en la fragmentación de la roca. b- Reducir los requerimientos de energía del explosivo para una buena fragmentación. c- Permitir el empleo de explosivos con alta producción de gases como el Anfo, para producir el desplazamiento del material durante la voladura. dEstablecer como clave de la fragmentación y el control estructural, la orientación del frente de explotación respecto a la orientación de las discontinuidades. Las Figuras 5 y 6 muestran la influencia del espaciamiento entre discontinuidades sobre la malla de perforación.
Figura 5. Espaciamiento reducido entre barrenos en macizos fracturados para una alta fragmentación.
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Figura 6. Espaciamiento amplio entre barrenos en macizos fracturados para una baja fragmentación.
La orientación de las discontinuidades respecto al frente de explotación, también tiene influencia en la eficiencia de la voladura, tal como se puede apreciar en las Figuras 7 y 8.
Figura 7. Familia de discontinuidades formando ángulos respecto de la cara libre.
De acuerdo con López Jimeno, la disposición de discontinuidades formando ángulos respecto a la superficie del frente libre, puede generar la producción excesiva de bloques en la cara y una superficie irregular en el frente.
Figura 8. Familia de discontinuidades paralela a la cara libre
En el caso en el que las discontinuidades se encuentren paralelas al frente de explotación, se presenta un control estructural adecuado, una fragmentación uniforme y una superficie plana en la cara, por lo que se recomienda como la mejor disposición. 14
En una formación con presencia de estratos inclinados, los barrenos deben perforarse en filas a fin de crear una cara orientada en la dirección de buzamiento de dichos estratos (es decir, normal a la dirección de los mismos). Este procedimiento incrementa igualmente la posibilidad de tener una roca fracturada más allá de los límites de la última fila de barrenos, como en todos los casos, pero la parte superior posterior del último plano de estratificación se proyecta hacia afuera y la masa rocosa remanente no soportada es susceptible de caer por gravedad. La proyección contra el buzamiento, produce, por su parte, menos fracturamiento detrás de la última fila volada pero incrementa la posibilidad de un repié alto, un piso rugoso en el banco y una mayor altura que la pila de material volado normal. El burden se verá modificado por un factor de corrección dependiendo de si la proyección se hace a favor o en contra del buzamiento, así: para el primero, Kd = 1,18 y para el segundo, Kd = 0,95. El disparo normal a la dirección de los estratos no se debe llevar a cabo si existen múltiples plano de estratificación que se presenten muy inclinados en el frente de arranque. Si la voladura bajo cualquiera de estas condiciones conduce a resultados desfavorables, puede ser necesario reorientar el frente a fin de sacar ventaja de geologías más favorables; no obstante, si estos cambios no son posibles, la selección de los explosivos debe tomar en cuenta estos factores. Resulta una buena práctica orientar el frente paralelo a la dirección de un sistema de diaclasamiento principal, ya que en este caso la expansión de los gases producidos por la detonación del barreno trabaja contra la roca que es más propensa a fracturarse primero según las diaclasas principales y subsecuentemente según las diaclasas menores o secundarias. Las cavidades intersectadas por los barrenos, no sólo dificultan la perforación con la pérdida de brocas, varillas y tiempos de retardo, sino incluso, la eficiencia de la voladura, especialmente cuando se utilizan explosivos a granel o bombeables. Si, por otro lado, los barrenos no intersectan las cavidades, el rendimiento de la voladura también disminuye debido a la prematura terminación de las grietas radiales al ser interrumpidas, en su propagación, por las cavidades existentes y la rápida caída de presión de los gases al intercomunicarse el barreno con las cavidades, y, como consecuencia, la interrupción de la apertura de grietas radiales al escapar los gases hacia los espacios vacíos. Otra de las características del macizo rocoso que influencian la voladura son, los esfuerzos insitu; en este caso, el patrón de fracturas generado entorno a los barrenos, puede estar influenciado por la concentración no uniforme de esfuerzos alrededor del mismo. En rocas masivas homogéneas, las grietas que empiezan a propagarse radialmente desde los barrenos, 15
tienden a seguir la dirección de los esfuerzos principales. Esto quiere decir, entonces, que después de determinar la dirección de los esfuerzos principales, el frente de voladura debe orientarse en esa misma dirección. La presencia de agua, también tiene una importante influencia en el buen desempeño de las voladuras. Las rocas porosas y los macizos intensamente fracturados, cuando se encuentran saturados, presentan habitualmente ciertos problemas que obligan a seleccionar explosivos que no se alteren por el agua; además dicha humedad incide sobre la pérdida de barrenos por desplomes internos y dificulta la perforación inclinada. Por otra parte, el agua afecta a las rocas y a los macizos rocosos ya que aumenta la velocidad de propagación de las ondas elásticas en terrenos porosos y agrietados, reduce las resistencias de las rocas tanto a compresión como a tracción, al ser menor la fricción entre las partículas, y reduce la atenuación de las ondas de choque intensificando los efectos de ruptura debidos a la energía de tensión. Finalmente, la temperatura del macizo rocoso, en particular en yacimientos que contienen piritas, hace que los agentes explosivos tipo Anfo reaccionen, igualmente exotérmicamente con estos minerales. Las últimas investigaciones apuntan a una primera reacción entre el Anfo y el sulfato ferroso hidratado, y más especialmente entre este último y el nitrato amónico, iniciándose una reacción exotérmica que se automantiene a partir de los 80º centígrados. Este sulfato ferroso es uno de los productos de descomposición de las piritas, además del sulfato férrico y el ácido sulfúrico. Para obviar este inconveniente, es frecuente añadir al Anfo sustancias inhibidoras tales como úrea u oxalato potásico, entre otras, de tal forma que un 5% en peso de estas sustancias evitan la reacción exotérmica de la mezcla ternaria hasta una temperatura de los 180º C. La sensibilidad de los hidrogeles también depende de la temperatura de la roca con la que esté en contacto. La recomendación general cuando se presenten estos problemas, es la de limitar el número de barrenos por voladura, a fin de disminuir el tiempo transcurrido entre la carga y la voladura.
3.4.
ESTUDIO DEL MACIZO ROCOSO
Es muy conveniente concebir el macizo rocoso en términos de la distribución de tamaño de bloques, de la misma forma que se estudia el suelo desde el punto de vista de su granulometría, puesto que las características de fragmentación natural de aquél y el tamaño de los bloques resultantes, son de vital importancia frente a la definición de la dirección del frente de corte, su comportamiento en la trituración y molienda, lixiviación, excavabilidad, perforación y voladura, así como sus efectos sobre la resistencia del macizo y su estabilidad.
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El tamaño de bloques es uno de los indicadores más importantes del comportamiento del macizo rocoso. Sus dimensiones se determinan mediante el espaciamiento, el número de familias y la persistencia de las discontinuidades que delimitan los posibles bloques. El número de familias y la orientación determinan la forma de los bloques resultantes, los cuales pueden asemejarse a cubos, romboedros, tetraedros, láminas etc. De cualquier modo, las formas geométricas regulares son la excepción a la regla ya que rara vez las discontinuidades resultan paralelas. Usualmente las rocas de tipo sedimentario presentan los bloques más regulares. El espaciamiento de las discontinuidades individuales y las familias asociadas, tienen una fuerte influencia sobre la permeabilidad del macizo y las características del flujo. En general, la conductividad hidráulica de cualquier familia dada, será inversamente proporcional al espaciamiento, si las aperturas de las diaclasas individuales son comparables. A fin de cuantificar el espaciamiento, el equipo necesario consiste de una cinta métrica de un mínimo de 3m de longitud, calibrada en milímetros, un compás y un inclinómetro. El procedimiento es: siempre que sea posible, la cinta debe mantenerse a lo largo de la superficie expuesta de forma tal que la traza de la discontinuidad en dicha superficie, se mida aproximadamente perpendicular a la cinta; si ésta no es perpendicular, deben realizarse correcciones con respecto a esa desviación a fin de obtener el verdadero valor www.imcportal.com del espaciamiento. Todas las distancias, d, entre discontinuidades adyacentes, se miden y registran sobre longitudes de muestreo no inferiores a 3m (o al espesor de la unidad de roca que se observe, si ésta es menor de 3m). La longitud de muestreo debería ser preferiblemente mayor a 3 veces el espaciamiento estimado. Las distancias, d, deben medirse con una precisión de 5% de sus valores absolutos. El menor ángulo, α, entre la cinta y la familia de diaclasas observada, se mide con un compás
con una precisión de 5º. El espaciamiento modal se calcula a partir de la expresión:
Siendo dm la distancia modal medida, Figura 11. Es conveniente presentar la variación del espaciamiento mediante un histograma tal como el que se presenta en la Figura 12. El valor promedio de los espaciamientos modales individuales (S1, S2, S3, … etc.) representa
la dimensión media de los bloques rocosos típicos, si se asume su persistencia. El espaciamiento, o frecuencia de discontinuidades, puede también determinarse a partir de análisis de los núcleos de perforación y a partir de técnicas de observación del barreno tales como estratoscopios, cámaras fotográficas y cámaras de televisión. Finalmente, varios
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investigadores han encontrado una relación bastante confiable entre la frecuencia (número de discontinuidades por metro) y la velocidad de la onda longitudinal o de compresión, VL.
Figura 9. Medición del espaciamiento entre diaclasas observando la roca expuesta.
Figura 10. Ejemplo de histograma. Análisis de longitud de bloques.
Para cada familia de discontinuidad, deben registrarse los espaciamientos mínimo, modal y máximo (Smin, Smod y Smax). Un método muy conveniente para presentar un número muy importante de toma de datos de mediciones de espaciamientos para los cuales se hace indispensable un tratamiento estadístico, es el empleo de histogramas, utilizando la terminología de la Tabla 3, para cada familia de discontinuidades. Igualmente pueden dibujarse curvas de frecuencia para cada familia en el mismo diagrama, lo cual facilita una inmediata identificación tanto de los respectivos valores modales, como de su dispersión. La utilización del promedio en lugar de los espaciamientos modales, puede conducir a eliminar dificultades en muestras que tengan modas múltiples o no muy definidas y en muestras con modas en espacios muy reducidos. Finalmente, el espaciamiento también puede expresarse como el inverso; es decir, el número de discontinuidades por metro: éste es el término para frecuencia. Tabla 1. Términos descriptivos para identificar el espaciamiento.
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Descripción
Espaciamiento
Extremadamente cercano
Menor de 20 mm
Espaciamiento muy cerca
Entre 20 y 60 mm
Cerca
Entre 60 y 200 mm
Espaciamiento moderado
Entre 200 y 600 mm
Espaciamiento amplio
Entre 600 y 2000 mm
Espaciamiento muy amplio
Entre 2000 y 6000 mm
Extremadamente amplio
Mayor de 6000 mm
Conteo volumétrico de diaclasas o número de diaclasas por metro cúbico, Jv. Es la sumatoria del número de diaclasas por metro para cada familia de diaclasas. Las discontinuidades casuales pueden incluirse pero generalmente tienen muy poco efecto sobre los resultados. El número de diaclasas de cada familia debe contarse a lo largo del conjunto de diaclasas perpendicular relevante. Se recomienda una longitud de muestreo de 5 a 10 m. Cada conteo de diaclasas se dividirá, entonces, en 5 ó 10 a fin de expresar los resultados como número de diaclasas por metro. Un resultado típico para 3 familias de diaclasas y una discontinuidad casual registradas a lo largo de 5 ó 10 metros normal a las líneas de muestreo, puede ser el siguiente:
Lo cual refleja el tamaño medio de bloques. El observador debe mirar hacia la dirección de cada familia de diaclasa, esto es, contar y recontar perpendicular a la dirección, con lo cual se elimina el factor de corrección angular. Nótese que Jv no es igual a 1/S1 + 1/S2 + 1/S3. El cálculo de Jv se fundamenta en los espaciamientos medios y no en los modales. Generalmente los resultados serán similares, pero el espaciamiento tiende a distribuirse de una forma log-normal. Las discontinuidades ocasionales no afectan perceptiblemente el valor de Jv a menos que el espaciamiento sistemático de las diaclasas se encuentre en el rango desde espaciado hasta muy espaciado (por ejemplo, de 1 a 10 m).
19
En vista de la gran utilización del RQD, en varios métodos de clasificación de macizos rocosos, es de interés presentar la correlación aproximada entre Jv y RQD, la cual es de la forma: RQD = 115 - 3,3Jv (aproximadamente) RQD = 100 para Jv menor a 4,5 Teniendo en cuenta estas expresiones, diseñamos la Tabla 2. Tabla 2. Relación Jv versus RQD para calificar el estado de masividad de un macizo.
Término
Jv (diaclasas/m3 )
RQD
Calidad
Bloques masivos
Menor de 4,5
100
Excelente
Bloques muy grandes
4,5 a 7,5
90 a 100
Muy Buena
Bloques grandes
7,5 a 12
75 a 90
Buena
Bloques de tamaño medio
12 a 20
50 a 75
Regular
Bloques pequeños
20 a 27
25 a 50
Mala
Bloques muy pequeños
Mayor a 27
Menor a 25
Muy mala
Esta relación puede utilizarse para estimar el orden de magnitud del RQD cuando no se dispone de núcleos de perforación. En la Tabla 3 se indica la relación entre Jv y la caracterización de los bloques. Tabla 3. Términos descriptivos del tamaño de bloques y su relación con Jv.
Término
Jv (diaclasas/m3 )
Bloques masivos
Menor a 1
Bloques grandes
1a3
Bloques de tamaño medio
3 a 10
Bloques pequeños
10 a 30
Bloques muy pequeños
Mayor de 30
Valores de Jv superiores a 60, representan un macizo rocoso muy triturado, típico de zonas de falla exentas de arcilla. Macizos rocosos. Los macizos rocosos pueden describirse según los siguientes adjetivos, los cuales dan una información preliminar del tamaño y forma del bloque: 20
1.-Masivo: pocas diaclasas o espaciamiento muy amplio. 2.- En bloques: caras aproximadamente equidimensionales. 3.-Tabular: una dimensión considerablemente menor que las otras dos. 4.-Columnar: una dimensión considerablemente mayor que las otras dos. 5.- Irregular: grandes variaciones en el tamaño y forma de los bloques. 6.- Triturado: desde muy diaclasado hasta bloques que se asemejan a cubos de azúcar. Los resultados deben presentarse de la siguiente forma: 1- Registrar el índice modal de tamaño de bloques, Ib, y los valores típicos para los tamaños de bloque mayor y menor para el rango o los rangos de interés. Registrar igualmente el número de familias y describir la persistencia. 2.- Registrar el número de diaclasas por metro, Jv, para esos mismos rangos. 3.- Describir el macizo rocoso y su masividad en términos generales como: masivo, en bloques, tabular, columnar, triturado, etc. 4.- Donde sea posible, el tamaño y forma de los bloques debe también registrarse por medios fotográficos y esquemas de campo de las superficies expuestas. Diseño de voladuras atendiendo al control geoestructural
3.5.
PARÁMETROS DE LA PERFORACIÓN Y VOLADURA 3.5.1. PARÁMETROS DE LA PERFORACIÓN
Los parámetros de operación inherentes al sistema, que inciden en su eficiencia (velocidad de penetración), son las que se identifican a continuación:
Velocidad de rotación (rpm) Fuerza de empuje Diámetro de perforación Velocidad y caudal del aire de barrido Desgaste de la cabeza de rotación
A su vez, estas variables dependen de un factor externo al sistema: la dureza o resistencia de la roca. En el caso de la perforación rotativa, la evidencia empírica indica -tanto a partir de las investigaciones a nivel de ensayos como de lo observado en la práctica- que existe una buena correlación entre la Resistencia a la Compresión de la roca y la velocidad de penetración. Esta conclusión resulta conceptualmente coherente, atendiendo a la forma como se aplica la energía a la roca y su consiguiente ruptura originada principalmente por un proceso de indentación. 21
No existe una clasificación universalmente aceptada de las rocas en función de su resistencia a compresión (Sc). En la literatura técnica sobre el tema se encuentran diversas proposiciones. Algunas muy simples, que sólo diferencian entre rocas blandas, medianas y duras. Otras más sofisticadas, incluyen hasta seis o siete categorías. Haciendo una síntesis, para los efectos del análisis que sigue, se adoptará la clasificación que se enuncia en la tabla siguiente:
Tabla 4. Tipo de rocas según una perforación.
VELOCIDAD DE ROTACIÓN En principio, conceptualmente la velocidad de rotación es inversamente proporcional a la resistencia a compresión de la roca. Sin embargo, hay que tener en cuenta que la velocidad de rotación también varía en función de la marcha en la que se esté trabajando. Por eso, es mejor tener en cuenta el par motor, que para su cálculo ya se introducen las variables de la presión de la bomba hidráulica, la marcha, y la velocidad de rotación. El objetivo de la presente tesina es correlacionar el par motor con los resultados de los sondeos SPT y no con la resistencia a compresión de la roca, básicamente porque es el valor de SPT de un suelo, el parámetro que se utiliza para proyectar una estructura y no su resistencia a compresión.
FUERZA DE EMPUJE Y DIÁMETRO DE PERFORACIÓN La fuerza de empuje que es necesario aplicar aumenta directamente con la dureza de la roca, y debe alcanzar una magnitud suficiente para sobrepasar su resistencia a la compresión. Por otra parte, esta fuerza no puede exceder un determinado valor límite, para evitar daños prematuros en la cabeza de perforación. En formaciones rocosas duras o muy duras, una fuerza excesiva conduce a la incrustación de la cabeza y consecuente destrucción, lo que significa el término de la vida útil de la herramienta. su vez, a mayor diámetro de perforación, más grande es la cabeza de la barrena y por consiguiente mayor la superficie a perforar por lo que ofrecerá mayor resistencia. En suma, la fuerza de empuje es función de dos variables: la dureza de la roca y el diámetro de perforación. Por tanto, está acotada entre un valor máximo y mínimo y durante la perforación depende de la habilidad del maquinista de la pilotadora para saber irla ajustando según el tipo de terreno. Según la dureza de la roca, la fuerza d empuje mínima necesaria para vencer su resistencia a la compresión, está dada por la siguiente fórmula empírica:
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La fuerza de empuje se acostumbra a expresar en libras-peso [lbp] por unidad de diámetro del trépano, expresado en pulgadas (Ф”). En la tabla sigui ente se comparan los valores mínimos que resultan de aplicar la fórmula anterior con los valores observados en la práctica minera según la dureza de la roca.
Gráfico 1. Fuerza de empuje.
FUERZA DE EMPUJE MÍNIMA SEGÚN EL TIPO DE ROCA Por otra parte, también se ha obtenido una fórmula empírica que permite estimar la fuerza de empuje máxima que soportan los rodamientos de un tricono, en función del diámetro de perforación (Ф).
FUERZA DE EMPUJE MÁXIMA SEGÚN EL DIÁMETRO DE PERFORACIÓN Los resultados anteriores permiten explicar la razón por la cual la perforación rotativa no se aplica en la práctica en diámetros menores a 175 mm (aprox. 7”), salvo en rocas blandas o muy
blandas. En efecto, en una roca de mediana a dura se requiere una fuerza (F´) del orden de 5.000 a 6.000 [lbp/” de Ф]; vale decir, 30.000 a 36.000 [lbp] para un tricono de 6 pulgadas,
siendo su límite de resistencia del orden de 29.000 [lbp].
VELOCIDAD DE AVANCE VS. VARIABLES DE OPERACIÓN Velocidad de rotación
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Mientras el barrido es perfecto, la velocidad de avance (Va) es linealmente proporcional a la velocidad de rotación. Va=KxN
Gráfico 2. Gráfico de la velocidad de avance en función de las revoluciones por minuto En la práctica, a medida que Va aumenta, el barrido se torna ineficiente.
Fuerza De Empuje Mientras el barrido es perfecto, la velocidad de avance (Va) aumenta exponencialmente con la fuerza de empuje. Va=KxFα 1<α
En la práctica, a medida que Va aumenta, el barrido se torna deficiente.
Gráfico 3. Gráfico de la velocidad de avance en función de la fuerza de empuje.
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DESGASTE DEL TRICONO La velocidad de avance decrece exponencialmente con el desgate del tricono.
Gráfico 4. Gráfico de la velocidad de avance en función del desgaste
CONSUMOS DE ENERGÍA Cuando la máquina está perforando los principales consumos de energía son los vinculados a los siguientes accionamientos:
Rotación Fuerza de empuje Barrido y extracción del detritus Otros accionamientos menores
Energía consumida por la rotación Para hacer rotar la columna de barras, es preciso aplicar una fuerza tangencial (F). La energía consumida en un giro (Er) es igual al producto de la fuerza por el camino recorrido:
Donde T es el par motor (torque) de rotación [kgm]. Si se considera como unidad de tiempo 1 minuto, la potencia requerida (Wr) será por lo tanto igual a:
25
Donde N es el número de vueltas por minuto [rpm] o velocidad de rotación, que es inversamente proporcional a la dureza de la roca (Sc).
Gráfico 5. Sección de la columna de barras
Energía consumida por el sistema de empuje La penetración de la herramienta requiere también la aplicación de una gran fuerza de empuje (F); no obstante, la energía consumida por este accionamiento es pequeña comparada con la rotación. (Véase figura 3.5) Suponiendo que en un giro el tricono avanza una longitud h, la energía consumida en una vuelta (Ee) será igual al producto de la fuerza [kgp] por el camino recorrido [m].
Gráfico 6. Se observa la dirección de la fuerza (F) y la longitud avanzada (h) 26
Luego, si se elige como unidad de tiempo 1 [min], la potencia requerida (We) será igual a:
Donde Va es la velocidad de avance expresada en [m/min]. En la práctica minera, en un rango de diámetros de 8 a 12 pulgadas (200 a 300 mm) y en rocas medianas a duras (Sc: 80 – 200 Mpa), se registran velocidades del orden de 20 a 10 [m/h].
3.5.2. PARÁMETROS EN LA VOLADURA DE ROCAS De acuerdo con los criterios de la mecánica de rotura, la voladura de roca es un proceso tridimensional, en el cual las presiones generadas por explosivos confinados dentro de taladros perforados en la roca, originan una zona de alta concentración de energía que produce dos efectos dinámicos: fragmentación y desplazamiento. El primero se refiere al tamaño de los fragmentos producidos, a su distribución y porcentajes por tamaños, mientras que el segundo se refiere al movimiento de la masa de roca triturada. Una adecuada fragmentación es importante para facilitar la remoción y transporte del material volado y está en relación directa con el uso al que se destinará este material, lo que calificará a la “mejor” fragmentación. Así, en la expl otación de minerales se busca preferentemente fragmentación menuda, que facilita los procesos posteriores de conminución en las plantas metalúrgicas, mientras que en la de rocas algunas veces se requiere que sea en grandes bloques, como los que se emplean para la construcción de ataguías o rompeolas. El desplazamiento y la forma de acumulación del material volado se proyecta de la manera más conveniente para el paleo o acarreo, de acuerdo al tipo y dimensiones de las palas y vehículos disponibles. Teniendo en cuenta los diversos criterios que involucra un trabajo de voladura, como el propósito o uso final del lugar a excavar o el del material a obtener el volumen a ser excavado, el grado de fragmentación promedio requerido, si la roca excavada se quedará in situ o será transportada a otro lugar, el tipo y la dimensión del equipo de remoción y acarreo disponible, la proximidad a instalaciones importantes que puedan ser afectadas por vibraciones o proyecciones, además de otros, es pues necesaria una planificación cuidadosa de la voladura considerando todos los detalles que puedan influir en sus resultados. Existe una serie de factores o variables que intervienen directa o indirectamente en la voladura de rocas, que son mutuamente dependientes o que están relacionados uno u otro; unos son controlables y otros no. Son controlables, por ejemplo, las variables de diseño, de perforación o del explosivo a emplear, mientras que no podemos modificar la geología o las características de la roca. Para facilidad de interpretación se resume a estos factores afines en grupos, que suelen denominarse variables, factores, parámetros o condiciones fundamentales que comprenden:
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PARÁMETROS DE LA ROCA Son determinantes, debiendo los explosivos y sus métodos de aplicación adecuarse a las condiciones de la roca. Entre ellos tenemos:
A. PROPIE DADES F Í SI CAS
a. Dureza Indica aproximadamente la dificultad de perforarla. b. Tenacidad Indica la facilidad o dificultad de romperse bajo el efecto de fuerzas de compresión, tensión e impacto, variando entre los rangos de friable (fácil), intermedia a tenaz (difícil). c. Densidad Indica aproximadamente entre la dificultad para volarla y varía entre 1,0 a 4,5 g/cm3 en promedio. Rocas densas requieren también explosivos densos y rápidos para romperse. d. Textura Trama o forma de amarre de los cristales o granos y su grado de cementación o cohesión, también relacionada con su facilidad de rotura. e. Porosidad Proporción de poros u oquedades y su capacidad de captar agua. f. Variabilidad Las rocas no son homogéneas en su composición y textura. Tienen un alto índice de anisotropía o heterogeneidad. g. Grado de alteración Deterioro producido por efecto del intemperismo y aguas freáticas, además de fenómenos geológicos que las modifican o transforman. B. PROPIEDADES ELÁSTICAS O DE RESISTENCIA DINÁMICA DE LAS ROCAS
a. Frecuencia sísmica o velocidad de propagación de las ondas sísmicas y de sonido. Velocidad con la que estas ondas atraviesan las rocas. b. Resistencia mecánica Resistencia a las fuerzas de compresión y tensión. c. Fricción interna Habilidad de las superficies internas para deslizarse bajo esfuerzos (rocas estratificadas). 28
d. Módulo de Young Resistencia elástica a la deformación. e. Radio de Poisson Radio de contracción transversal o extensión longitudinal del material bajo tensión. f. Impedancia Relación de la velocidad sísmica y densidad de la roca versus la velocidad de detonación y la densidad del explosivo. Usualmente las rocas con alta frecuencia sísmica requieren explosivos de alta velocidad de detonación. C. CONDI CI ONE S GEOLÓGI CAS
a. Estructura
Es la forma de presentación de las rocas y está en relación con su origen o formación (macizos, estratos, etc.). b. Grado de fisuramiento
Indica la intensidad y amplitud del fracturamiento natural de las rocas. Son importantes la orientación (rumbo y buzamiento) de los sistemas de fisuras y el espaciamiento entre ellos, así como la apertura y los tipos de relleno en las discontinuidades. c. Presencia de agua
Define incluso el tipo de explosivo a usar.
PARÁMETROS CONTROLABLES Parámetros Del Explosivo A. Propiedades físico- químicas a. Densidad Peso específico en g/cm3 (a mayor densidad, mayor potencia), varía entre 0,7 a 1,6 g/cm3. Todo explosivo tiene una densidad crítica encima de la cual ya no detona. b. Velocidad de detonación (VOD) 29
Velocidad de la onda de choque, en m/s, califica a los explosivos como detonantes y deflagrantes; a mayor velocidad mayor poder rompedor o brisance. c. Transmisión o simpatía Transmisión de la onda de detonación en la columna de carga. Una buena simpatía asegura la explosión total de la columna de carga. d. Resistencia al agua Varía desde nula hasta excelente (varias horas). e. Energía del explosivo Se puede dar en cal/g o J/g. Calculada sobre la base de su formulación, aplicable para estimar su capacidad de trabajo. f. Sensibilidad a la iniciación Cada explosivo requiere un iniciador o cebo mínimo para iniciarse (usualmente se tiene como referencia al detonador N° 8 para calificarlos como altos explosivos (sensibles) y agentes de voladura (insensibles), por lo que requieren un cebo más potente). h. Volumen normal de gases Cantidad de gases en conjunto generados por la detonación de 1 kg de explosivo a 0°C y 1 atm de presión, expresado en litros/ kg. Indica aproximadamente la “cantidad de energía disponible” para el trabajo a efectuar y
generalmente varía entre 600 y 1 000 litros/kg. i. Presión de taladro Fuerza de empuje que ejercen los gases sobre las paredes del taladro. Se expresa en kg/cm2, en kilobares (kbar) o en Megapascales (MPa) en el sistema SI. Para evaluarla se aplican las mismas ecuaciones de estado como las que valen en el estado de detonación y explosión, tomando en cuenta la variación del volumen. Esta presión varía con el confinamiento. Así, un explosivo con densidad 1,25 y g/cm3 una presión de explosión de 3 500 MPa en taladro lleno al 100%, cuando se llena sólo al 90% llega aproximadamente a 2 600 MPa y cuando sólo se llena al 80% bajará hasta cerca de 1 900 MPa. i. Categoría de humos 30
Factor de seguridad que califica su toxicidad (todos los explosivos generan gases de CO y NO en diferentes proporciones). CONDI CI ONES DE LA CARGA
A. Diámetro de la carga (diámetro del taladro) Influye directamente sobre el rendimiento del explosivo y la amplitud de la malla de perforación. Todo explosivo tiene un diámetro crítico; por debajo de ese diámetro no detonan. B. Geometría de la carga Relación entre el largo de la carga con su diámetro y el punto donde es iniciada. Se refleja en el proceso de rompimiento y en la formación de “zonas de fracturación” en las cargas
cilíndricas de los taladros de voladura. C.
Grado de acoplamiento
Radio del diámetro de carga al diámetro del taladro. El acoplamiento físico entre la carga explosiva y la roca permite la transferencia de la onda de choque entre ellas, teniendo un carácter muy significativo sobre el rompimiento. El efecto de trituración depende mucho del contacto directo del explosivo con la roca. El desacoplamiento tiene enorme efecto sobre el grado de confinamiento y sobre el trabajo del explosivo, ya que la presión de taladro decrecerá con el aumento del desacoplamiento. Esta condición puede incluso ocasionar que los gases liberados por la explosión se aceleren más rápidamente que la onda de detonación en la columna de carga, acumulándola al descomponer al explosivo por el fenómeno denominado “efecto canal” o presión de muerte ( dead pressing ). El desacoplamiento es recomendable sólo para la voladura controlada o amortiguada, donde forma un colchón de aire que amortigua el impacto, con lo que disminuye la fragmentación. Para voladura convencional se recomienda que la relación entre diámetro de taladro y diámetro de cartucho no sea mayor que 1,2:1. Como, por ejemplo: cartuchos de 32 mm de diámetro para taladros de 40 mm de diámetro, o cartuchos de 42 mm de diámetro para taladro de 50 mm de diámetro. D. Grado de confinamiento Depende del acoplamiento, del taqueo o acabado, del uso de taco inerte para sellar el taladro y de la geometría de la carga (burden y distancia entre los taladros).
31
Un confinamiento demasiado flojo determinará un pobre resultado de voladura. Por otro lado, un alto grado de confinamiento (por excesivo atacado del explosivo) puede incrementar tanto su densidad que lo puede hacer insensible a la transmisión de la onda de detonación y fallar. Los explosivos a granel (ANFO, emulsión) en bancos se confinan por sí solos. E.
Densidad de carguío (Dc
Da la medida de llenado de un taladro. En el caso de un llenado perfecto sin dejar el menor espacio desocupado tendremos por definición una densidad de carguío = 1. En general, cuando un taladro se llena al X% de su espacio ocupado por explosivo tendremos Dc = 0,92. F. Distribución de carga en el taladro La carga explosiva puede ser de un solo tipo en todo el taladro (carga única) o tener primero explosivo más denso y potente (carga de fondo) y luego explosivo menos denso (carga de columna). También pueden ser varias cargas de igual o distinto tipo separadas entre sí por material inerte (cargas espaciadas o decks). G. Tipo y ubicación del cebo Puede emplearse el cebo único, el cebado múltiple (dos o más en rosario en la misma columna de carga, o una en cada deck en cargas espaciadas) y el cebado longitudinal (axial), este generalmente con cordón detonante. H. Distribución de energía, en cal/t de roca La energía aplicada sobre la roca dependerá de la distribución de la carga en el taladro, de la densidad del carguío, del punto de iniciación y del tipo de explosivo utilizado, mientras que el consumo útil de energía está vinculado al confinamiento y tiempo de duración del proceso de rotura antes que los gases se disipen en el ambiente. Alrededor de la columna explosiva la fracturamiento presenta cierta zonificación; el área de cráter o de cavidad de la explosión donde procesos hidrodinámicos asociados a la detonación producen la volatilización y pulverización de la roca, la zona de transición donde la presión y tensión se reducen rápidamente originando un flujo plástico o viscoso de la roca acompañado por trituración y desintegración, finalmente la zona sísmica donde la tensión se encuentra ya por debajo del límite elástico de la roca y donde ya no se presenta fragmentación si no hay caras libres. La densidad de carguío y la distribución del explosivo tienen influencia en esta zonificación. Así, un taladro con carga normal de columna con refuerzo de carga de fondo tendrá un buen rompimiento al piso. Por lo contrario, si la mayor densidad de carga está hacia la boca del 32
taladro, el tiro proyectará demasiados fragmentos volantes y tendrá mal rompimiento al piso. Igualmente, es diferente el resultado entre una carga concentrada al fondo y otra en la que se empleen cargas alternadas con tacos a lo largo del taladro (deck charges). Las cargas desacopladas y el empleo de explosivos de baja presión de detonación normalmente eliminan la zona de trituración y controlan el rumbo y extensión de las grietas en la voladura amortiguada. I. Intervalos de iniciación de las cargas (timing) Los taladros deben ser disparados manteniendo una secuencia ordenada y correcta, para crear las caras libres necesarias para la salida de cada taladro, lo que se logra con los detonadores de retardo o con métodos de encendido convencional escalonados. J. Variables de perforación Tienen importante influencia en los resultados de la voladura: a. La profundidad del taladro respecto a la altura de banco en superficie y al avance estimado en túneles. b. La malla de perforación, relación de burden y espaciamiento entre taladros, importante para la interacción entre ellos. c. Diámetro del taladro, base para determinar el burden y el consumo de explosivo. Las brocas de perforación tienen desgaste variable según el tipo de roca, tendiendo a reducir paulatinamente su diámetro (bit wear factor ), especialmente en perforaciones de pequeño diámetro. d. Inclinación del taladro, controlada, como en la perforación radial o en abanico y desviación del taladro (fuera de control, perjudica el performance del explosivo y por tanto la fragmentación y avance). Otros factores que se deben considerar en el planeamiento de un disparo son el costo de perforación y el costo del explosivo, con base en el consumo total de explosivo por m3 o tonelada de roca movida (factor de carga en kg/m3). También para ciertos tipos de explosivo su vida útil ( shelf life).
CONDICIONES GENERALES PARA EL TRABAJO EFICIENTE DE LOS EXPLOSIVOS a. Deben contar con cara libre para facilitar la salida del material fragmentado. b. Deben estar confinadas, para aumentar su densidad de carga (atacado con vara de madera en subsuelo, compactación con aire comprimido en carguío a granel en subterráneo y por gravedad en superficie). Sellado del taladro con taco inerte. c. Deben ser cuidadosamente cebados. d. Deben ser disparados manteniendo una secuencia ordenada de salidas (temporización). e. El espaciamiento entre taladros debe ser el adecuado para permitir la interacción de las 33
grietas radiales entre ellos; de lo contrario habrá mala fragmentación, incluso hasta pueden soplarse sin efecto rompedor.
CAMPOS DE APLICACIÓN DE LA VOLADURA
Los explosivos industriales se emplean en dos tipos de voladuras subterráneas y de superficie. Los trabajos subterráneos comprenden: túneles viales e hidráulicos, excavaciones para hidroeléctricas y de almacenamiento, galerías y desarrollos de explotación minera, piques, chimeneas, rampas y tajeos de producción. Son efectuados con el empleo mayoritario de dinamitas y emulsiones encartuchadas de diferentes grados de fuerza y resistencia al agua, con agentes de voladura granulares, secos como ANFO y Examon cargados neumáticamente y eventualmente emulsiones puras sensibles a granel, cargadas por bombeo. Las dinamitas (gelatinas, semigelatinas, pulverulentas y permisibles) se comercializan encartuchadas en papel parafinado, en diámetros que van desde 22 mm (7/8”) hasta 76 mm (3”), las emulsiones sensibilizadas en cartuchos de lámina de plástico y en pocos casos en papel parafinado (ejemplo: Semexsa-E ), en diámetros desde 22 mm (7/8”) y los agentes granulares
en bolsas a granel. Los trabajos de superficie comprenden: apertura de carreteras, canales, canteras d material para la construcción, cimentaciones, demoliciones y minas a tajo abierto, los que son efectuados con dinamitas y emulsiones de pequeño a mediano diámetro, ANFO y Examon en canteras y obras viales, mientras que los tajos abiertos tienen empleo mayoritario de ANFO a granel, ANFO Pesado, Slurries emulsiones (en cartuchos de lámina plástica PVC hasta 8” de diámetro (203 mm) y a granel en carguío mecanizado en taladros de 127 mm (5”) hasta 304 mm (12”)
de diámetro.
EVALUACIÓN DE LA VOLADURA
Una voladura se evalúa por los resultados obtenidos. Para calificarla se consideran los siguientes aspectos: volumen de material movido, avance del disparo, pisos, fragmentación, forma de acumulación de los detritos, costo total del disparo. A. El volumen o tonelaje del material movido deberá ser igual o cercano al volumen teórico calculado previamente considerando el esponjamiento del material roto. B. El avance del frente disparado en voladura de bancos en superficie deberá sobrepasar la última fila de taladros. 34
En túneles y galerías el avance máximo es equivalente a la amplitud del túnel, por tanto, el avance deberá ser al menos igual a la profundidad de los taladros. La periferia en los túneles deberá ser igual a la proyectada; si resulta menor, requerirá ensanche adicional (desquinche). Por otro lado, si sobrepasa el límite especificado resultarán problemas de costo, y en ciertos casos problemas de estabilidad y gastos de sostenimiento. C. El nivel del piso en bancos o el piso del nuevo banco disparado debe resultar al mismo nivel del existente. Si se presentan irregularidades como lomos ( toes), debe presumirse muy poca sobre perforación o falta de carga de fondo. Estos lomos dificultan el trabajo de las palas cargadoras y requieren trabajo adicional, usualmente de voladura secundaria para eliminarlos. En galerías y túneles es indispensable mantener el nivel del piso para el drenaje de agua y para el tendido de líneas de riel donde se utilice transporte con locomotora. D. El grado de fragmentación del material disparado o el tamaño promedio requerido de los fragmentos depende del trabajo en que se van a emplear, pero por lo general la fragmentación demasiado gruesa o demasiado menuda son inconvenientes. Debe observarse el porcentaje de pedrones grandes que tendrán que ser reducidos posteriormente. La fragmentación tiene relación directa con la facilidad de paleo y transporte y con sus costos. E. La sobrerotura (over break ) y la sobre rotura hacia atrás (back break ) en bancos, afectan la estabilidad de la nueva cara libre de voladura y a los taladros que hayan sido perforados a continuación de la última fila disparada. Generalmente indica exceso de carga explosiva en la última fila de taladros. En túneles y labores subterráneas debilita y agrieta a la roca remanente en toda la periferia, afectándola a profundidad, con el riesgo de colapso del techo o paredes. Aparte de condiciones geológicas de incompetencia, debilidad estructural y alto grado de fracturamiento, tienen responsabilidad en este problema el exceso de carga explosiva y/o el encendido instantáneo o con tiempos muy cortos entre taladros, debido al fuerte golpe que producen. F. El desplazamiento y acumulación del material volado, debe ser adecuado para facilitar las operaciones de carga y acarreo. La forma de acumulación se proyecta de acuerdo al tipo de equipo que se va a emplear en la limpieza del disparo. La forma aproximada de los montículos de detritos se consigue con el trazo de perforación y con el diagrama del tendido de iniciación, distribución de los retardos y de la disposición de las caras libres. Así, una distribución con amarres en “V” resulta en un montículo central,
mientras que un amarre en líneas longitudinales resultará en acumulación a lo largo de toda la cara del frente disparado. G. La falta de desplazamiento:
35
Cuando un disparo rompe material pero no se mueve de su sitio, se dice que el tiro se ha “congelado”. Esto se traduce en mala fragmentación en la parte inferior e interior del banco,
en dificultad para la remoción del material roto y en riesgo de encontrar material explosivo no detonado. Esto ocurre generalmente cuando los retardos no funcionan o no han sido distribuidos adecuadamente, y en subterráneo cuando falla el arranque. H. La dispersión de fragmentos a distancia, además de incrementar el riesgo de proyección de fragmentos volantes, tiene el inconveniente en minas de “diluir” el material de valor económico
al mezclarlo con desmonte, cuando se desparrama lejos de la cara de voladura. Generalmente indica excesiva carga explosiva hacia el cuello del taladro, o falta de taco inerte. I. Costo de la voladura. Para determinar el costo total de una voladura, además del costo de perforación (aire, barrenos, aceite, depreciación de la máquina, etc.) costo de explosivos, accesorios y planilla del personal (valorados en soles o dólares/TM) se debe tener en cuenta los costos de carguío y acarreo del material triturado, más los adicionales de voladura secundaria de pedrones sobre dimensionados y los de empleo de equipo adicional para eliminar lomos al piso. Todos ellos, aparte del avance y del volumen o tonelaje movido, representan el real rendimiento o resultado económico de la voladura. Aparte de la evaluación visual del disparo, sujeta a la experiencia del observador, se cuenta actualmente con equipos de control sofisticados, como cámaras de video o película de alta velocidad, sismógrafos, equipos y software para determinar la granulometría del material obtenido, instrumentos topográficos rápidos y precisos para determinar el contorno del área disparada y cubicarla, instrumentos para la detección y control de gases en las fronteras y para la medición de velocidad de detonación (VOD) dentro de taladros, y otros, que ayudan a interpretar la información de campo en forma rápida y precisa.
3.5.3. PARÁMETROS DE PERFORACIÓN DIAMANTINA PARÁMETROS DE OPERACIÓN Y CARACTERÍSTICAS DE LAS CORONAS A continuación, se presentan algunas características que pueden ayudar para que las coronas funcionen correctamente.
Vía de agua: Son ranuras radiales Que permiten refrigerar y transportar el fluido para evitar que la corona se queme o funda y también lograr un buen barrido del detrito o recorte que se está generando en el fondo del pozo.
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Refuerzos de carburo de tungsteno Todas las coronas impregnadas son fabricadas con este tipo de refuerzo y con diamantes naturales en diámetro interior y exterior, para mantener la dimensión del testigo y del pozo, cuando se desgasta la corona.
Matriz Está construida de polvos matríceros de metal duro como es el carburo tungsteno y soldadura (cobre – plata). La matriz tiene 3 funciones principales: •Unir el cuerpo de acero de la corona y los diamantes en una unidad integral. •Asegurar mecánicamente los diamantes en su lugar, para resistir la fuerza de corte. •Proveer resistencia al desgaste y
a la erosión compatible con la formación y condiciones del
pozo.
VELOCIDAD DE ROTACIÓN VERSUS PENETRACIÓN Como norma, las coronas diamantadas impregnadas requieren velocidades de rotación mayores para lograr velocidades de penetración comparables con las de las coronas incrustadas. Esto se debe a que la exposición del diamante es menor en una corona impregnada, luego la penetración por revolución o vuelta es también menor. En las coronas impregnadas, las velocidades de penetración están controladas dentro de un rango muy estrecho para una determinada velocidad de rotación de la corona (rpm) y el peso sobre ella es de importancia secundaria. Este procedimiento se conoce como método de perforación rpp: •Revoluciones/pulgada (sistema inglés) •Revoluciones/centímetro (sistema métrico).
El índice rpp (revoluciones de la corona por pulgada (cm) de penetración) es el cálculo más importante para lograr la máxima vida útil de la corona, bajos costos de perforación y una máxima productividad. Para calcular el índice Rpp (r/pulg.), se divide la velocidad de rotación (rpm) de la corona por la velocidad de penetración.
37
Siempre que se trabaje dentro de esta norma y la corona de la Serie corresponda a la formación y dureza de la roca, la perforación debería progresar sin problemas y la corona se desgastará a un ritmo más o menos constante durante toda la vida útil. Si el índice rpp (rev/pulg.) se encuentra bajo el mínimo recomendado de 200 rpp, se producirá un desgaste excesivo de modo que se deberá aumentar las rpm de la corona o disminuir la velocidad de penetración, mediante la reducción del peso sobre la corona. Si las condiciones de terreno o las limitaciones de la sonda le impiden efectuar estos ajustes, cambie a una corona de Serie menor. Si el índice rpp (rev/pulg) es muy superior al máximo recomendado (250 rpp), la corona se puede pulir, en este caso hay que reducir las rpm o aumentar la velocidad de penetración, aumentando el peso sobre la corona. Si las rpm o el peso no pueden ser modificados, entonces cambie a una corona de Serie mayor (por ejemplo, de serie 2 a 6). Existe una relación crítica entre la velocidad de rotación (rpm) y la velocidad de penetración (pulg. /min). Si la rpp es demasiado baja, es posible que se salgan los diamantes de la matriz. Al contrario, si la rpp es demasiado alta, los diamantes pueden resultar pulidos y la velocidad de penetración disminuye notablemente
PESO SOBRE LA CORONA Aunque el peso sobre la corona (Pull Down) es solo de importancia secundaria cuando se está perforando con coronas impregnadas, puede ser un factor importante en algunas circunstancias. Esto es especialmente efectivo cuando se está alcanzando el límite de las herramientas dentro del pozo para soportar empujes altos o cuando el control de la desviación es de primordial importancia.
En estos casos, se recomienda emplear una corona de Serie mayor a la normalmente seleccionada o recomendada, teniendo cuidado con las velocidades de penetración. Esto tenderá a disminuir la desviación o los problemas de la herramienta dentro del pozo. 38
Si se requieren pesos sobre la corona muy altos para cortar la roca, se debe seleccionar un rango de Serie mayor. Esto normalmente dará por resultado que se requerirán pesos más bajos sobre la corona, mientras se mantienen velocidades de penetración aceptables. Si se sobrepasa el peso máximo recomendado sobre la corona, se puede esperar que surja desviación del pozo, desgaste excesivo de los barriles saca testigos y coronas como también de las barras de perforación. Además, se pueden presentar fallas dentro del pozo. El peso debe ser aplicado dependiendo de la velocidad de rotación para mantener la corona penetrando (como lo indica el factor rpp). Sin embargo, una carga demasiado alta puede causar una reimpregnación del diamante, desgaste prematuro debido al desgaste de la matriz o incluso la falla mecánica de ésta. Una carga demasiado baja a menudo conduce a que los diamantes resulten pulidos requiriendo entonces que la matriz sea removida superficialmente hasta exponer una nueva capa de diamantes.
Gráfico 7. Corona cristalizada. Diamantes y matriz pulidos.
MÉTODO DE PRESIÓN DIFERENCIAL PARA DETERMINAR EL PESO SOBRE LA CORONA La presión diferencial multiplicada por el área de los cilindros hidráulicos de avance de las sondas nos entrega la fuerza sobre la corona diamantada.
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FLUJO DE FLUIDO La regulación de la salida de la bomba de lodo mediante un medidor de flujo de agua (flujómetro), puede ser una técnica útil para ayudar a la perforación deformaciones silíceas muy duras. Si, cuando se está empezando a bombear al volumen máximo de fluido recomendado, surge la necesidad de afilar la corona, la salida de la bomba debe reducirse al valor menor recomendado. Esto ayudará a que se acumule una pequeña cantidad de detritos en la cara de la corona lo que, a su vez, desgastará la matriz. Si el pulido o la necesidad de afilar la corona persiste, se debe realizar un cambio de corona a la corona de Serie mayor más próxima (por ejemplo, de Serie 6 a 7). Se recomienda además usar aceites solubles o fluidos lubricantes con las coronas impregnadas, solo en formaciones de roca dura. El caudal del fluido es una variable crítica al optimizar la eficiencia de perforación. El fluido debe enfriar efectivamente la corona y remover los recortes de la perforación a través del espacio anular en la forma más eficiente posible. Un caudal demasiado alto puede causar el levante hidráulico de la columna y afectar al peso real sobre la corona y en consecuencia al rendimiento de la perforación. Un caudal bajo puede desgastar en forma prematura la corona debido a la acción abrasiva del recorte.
PULIDO Pulido, glaseado o vitrificado son términos empleados comúnmente para describir una condición en la que la cara de la corona adquiere una textura metálica y no sobresalen puntas de diamante desde la matriz para cortar la roca. La penetración cesa virtualmente y se hace necesario afilar la corona en el pozo o, en otros términos, reexponer el diamante. Es de suma importancia, para evitar el pulido, que el perforista mantenga la corona cortando.
MÉTODO DE AFILADO EN EL POZO
40
Si se ha seleccionado una corona de la Serie demasiado menor para el tipo de roca o se ha dejado que una corona impregnada disminuya la velocidad y se pula, es necesario afilar la superficie de la matriz para exponer los diamantes. Esto puede hacerse mediante la reducción de las rpm del husillo en alrededor de 1/3 de vuelta (seleccione una marcha menor si cuenta con transmisión) y manteniendo una velocidad de penetración constante. La presión en la corona aumentará hasta que se perfore 1 pulg. y luego la presión descenderá rápidamente, señalando que se ha producido el afilado y que la corona está cortando de nuevo, rápidamente. Reduzca inmediatamente la presión sobre la corona y aumente las rpm del husillo para adecuarse al índice rpp (rev/pulg.) correcto. Si se repite demasiado este proceso, se recomienda cambiar corona a una serie mayor.
3.6.
DISEÑO
DE
VOLADURAS
ATENDIENDO
AL
CONTROL
GEOESTRUCTURAL El correcto diseño de una voladura debe atender no sólo la geometría de la malla, las características de los explosivos, y la resistencia de la roca intacta, sino que además debe incluir como parámetro fundamental, el control geoestructural (orientación relativa del frente y dirección de salida de la voladura respecto a la actitud de las discontinuidades más importantes) que los diferentes tipos de discontinuidad imponen al macizo rocoso. A continuación se presenta un resumen gráfico del control que impone la orientación de los estratos. Toda diaclasa se caracteriza por la inclinación y la dirección; adicionalmente, todo corte, sea vial o de producción de material de cantera, se caracteriza igualmente por su dirección e inclinación. Si bien es cierto que estos últimos son fácilmente modificables a criterio del diseñador, las diaclasas son intrínsecas y por tanto inmodificables; de acuerdo con lo anterior, tanto para el análisis de estabilidad de cortes, como para la mejor producción de los materiales de cantera, deben tenerse en cuenta estos cuatro parámetros. Para los cálculos que se muestran a continuación, se han adoptado las siguientes convenciones:
α: inclinación de los estratos: 30º
μ: dirección de los estratos: N - S
ψ: inclinación del frente: 18º
ξ: dirección del frente: E – W
β: ángulo entre la dirección del frente de explotación y la dirección de los estratos:
variable a definir.
41
En la siguiente figura se muestran gráficamente las convenciones anteriores, con el fin de facilitar la comprensión de las figuras mostradas más adelante. También se ilustran otros parámetros empleados en la descripción e identificación de las variables involucradas en las figuras anteriores, en donde se indican las direcciones más convenientes de la voladura según el buzamiento de los estratos.
RE: rumbo de la estratificación.
β: ángulo entre el rumbo de la estratificación y la dirección de salida de la
α: buzamiento de los
voladura.
estratos
Figura 11. A la izquierda: Explicación gráfica de las convenciones adoptadas. A la derecha: Isométrico del diseño de una voladura.
Buzamiento de los estratos, α = 0
42
Figura 12. Influencia de los parámetros geométricos sobre la voladura; α = 0º
Según este buzamiento, la dirección de frente de voladura es indiferente; es decir, independientemente de la dirección de explotación que se asuma, los resultados de la voladura serán los mismos. Buzamiento de los estratos, α = 90°
Figura 13. Influencia de los parámetros geométricos sobre la voladura; α = 90º Según este buzamiento, se tienen las siguientes características, según el ángulo entre el rumbo de los estratos y la dirección de la voladura: 43
β
= 0° = 180°
β = 45° β
Buena fragmentación y frente regular.
= 135° = 225° = 315°
= 90° = 270°
Fragmentación variable y frente en dientes de sierra Dirección más favorable
Buzamiento de los estratos α = 45°
Figura 14. Influencia de los parámetros geométricos sobre la voladura; α = 45° De acuerdo con este buzamiento, se tienen las siguientes características, según el ángulo entre el rumbo de los estratos y la dirección de la voladura: β = 0° = 180°
Buena 44
β
= 45° = 125°
Desfavorable
β
= 90°
Poco favorable
β
= 225° = 315°
Aceptable
β = 270°
Muy favorable
Buzamiento de los estratos, 0° < α < 45°
Figura 15. Influencia de los parámetros geométricos sobre la voladura 0º < α < 45º
En este caso se tienen las mismas características de voladura que en el caso anterior, aunque en éste, la resistencia de la roca es determinante: β = 0° = 180°
Buena
β = 45° = 135°
Desfavorable
45
β = 90°
Poco favorable
β
= 225° = 315° Aceptable
β
= 270°
Muy favorable
Buzamiento de los estratos, 45° < α < 90°
Figura 16. Influencia de los parámetros geométricos sobre la voladura;
3.6.1.
45º < α < 90º
Índice de Volabilidad (BI)
De acuerdo con Lilly (1986) se define como la facilidad con la que un macizo rocoso puede ser excavado mediante el uso de explosivos; este índice se puede calcular mediante la siguiente tabla. 46
BI = 0,5 (RMD + JPS + JPO + SGI + RSI)
Tabla 5. Calificación de parámetros geomecánicos para determinar el Índice de Volabilidad, B.I. PARÁMETRO GEOMECÁNICO
CALIFICACIÓN
Descripción del macizo rocoso (RMD) Friable/Poco consolidado
10
Diaclasado en bloques Totalmente masivo
20 50
Espaciamiento entre diaclasas (JPS) Grande (>1,0 m)
10
Intermedio (0,1 a 1,0m)
20
Pequeño (<0,1 m)
50
Orientación entre diaclasas (JPO) Horizontal
10
Buzamiento normal al frente
20
Rumbo normal al frente
30
Buzamiento coincidente con el frente
40
Influencia del peso unitario (SGI) SGI = 25SG-50, SG : peso unitario, ton/m³
Influencia de la Resistencia a la Compresión Simple (RSI) RSI = 0,05 x Resistencia a la compresión simple, Mpa
1-20
El consumo específico de explosivo, C.E., así como el factor de energía, F.E., están directamente relacionados con este índice, mediante las relaciones: C.E., kg Anfo/t, = 0,004 x BI F.E., Mj/t, = 0,015 x BI Otro parámetro del macizo rocoso que también tiene una incidencia muy importante en las voladuras es el estado de esfuerzos in-situ, el cual condiciona la dirección de encendido de las voladuras, éste debe estar orientado en esa misma dirección.
47
3.7.
INTENTOS DE CORRELACIÓN DE ÍNDICES DE PERFORACIÓN CON LOS PARÁMETROS DE DISEÑO DE LAS VOLADURAS
Teniendo en cuenta que la perforación de una roca constituye un proceso de rotura de la estructura de la misma en el que influyen numerosos factores geomecánicos, parece lógico que el diseño de las voladuras debiera basarse en los índices de perforación. En tal sentido, se han desarrollado varios métodos, entre los cuales analizaremos el de Leighton (1982), el cual se fundamenta en los trabajos adelantados previamente por Mathis (1975). En efecto, Mathis había propuesto su índice RQI (Rock Quality Index) basado en: RQI = Eh (t/L) Donde: Eh: Presión hidráulica de la perforadora. t: Tiempo de perforación del barreno. L: Longitud del barreno. Leighton (1982) procedió a una identificación de las rocas existentes en la mina de Afton Canadá) mediante el «R.Q.I.» utilizando una perforadora rotativa S.E. 40-R trabajando a 229mm (9") de diámetro. A continuación, hizo un estudio de correlación entre el "R.Q.I.» y el consumo específico óptimo de explosivo para las voladuras de contorno, obteniendo un coeficiente de correlacion r = 0.98 para la siguiente curva ajustada. Ln (CE) = (R.Q.I. - 25.000) / 7.200 Donde: CE
: Consumo específico (kilogramos de ANFO/ tonelada).
R.Q.I.: Índice de Calidad de la Roca (kPa.min/m).
48
Figura 17. Correlación RQI vs Consumo específico.
49
CONCLUSIONES
Los parámetros a tener en cuenta en la perforación son principalmente la velocidad de penetración, las revoluciones por minuto, la fuerza de empuje y el avance, pero depende del tipo de roca o suelo dónde se realice la perforación. Para la voladura es muy importante tener en cuenta las características físicas de la roca y para la perforación diamantina se tiene que tener un especial cuidado en las coronas.
El correcto diseño de una voladura demanda de la diligencia de un ojo inquisidor constante que pueda estar atento a los diferentes cambios que el macizo rocoso exhibe a cada paso: no hay nada más cambiante que el macizo rocoso el cual parece no comprender nuestras dificultades en entenderlo. Parámetros como heterogeneidad, discontinuidad, anisotropía, presencia de agua, esfuerzos residuales, fallas, pliegues, entre otras adversidades son el común denominador en la mayoría de los macizos rocosos; aún más, las características físicas, químicas, mecánicas y eléctricas, entre otras, de la roca intacta, tan cambiantes, aun en el mismo tren de perforación, vienen a complicar el ya de por sí caótico panorama.
Entre los parámetros que intervienen en el correcto diseño de una voladura los más importantes y a su vez los menos estudiados en un sitio particular, son los asociados con las características físico-mecánicas tanto del macizo rocoso como de la roca intacta.
El conocimiento del estado previo del tamaño de bloques presentes en un macizo rocoso, puede disminuir sustancialmente los costos de voladura al permitir un diseño que esté acorde con ellos.
Las diferentes curvas granulométricas características: 1) del macizo rocoso in – situ, 2) del resultado de la voladura y 3) de los demás procesos de trituración, conllevan a lograr ahorros muy importantes en el proceso general de la conminución.
50
