16 Contenido INTRODUCCION.............................................................................................. 4 II. MARCO TEORICO...................................................................................... 5 2.1. OPERACIONES UNITARIAS.....................................................................5 2.1.1. 2.1.1.1. PERFORACIÓN.................................................................................... 5 METODOS DE PERFORACIÓN..........................................................6 2.1.1.1.1. PERFORACION ROTATIVA.................................................................7 2.1.1.1.2. PERFORACION ROTOPERCUTIVA.....................................................7 2.1.1.2. DIMENSIONAMIENTO DE EQUIPOS PARA PERFORACIÓN................10 2.1.1.3. ANCHO MÍNIMO DE OPERACIÓN DE PERFORACIÓN.......................13 2.2.1. VOLADURA....................................................................................... 15 2.2.1.1. FORMAS DEL MATERIAL VOLADO..................................................16 2.2.1.2. PASOS A SEGUIR PARA UNA VOLADURA........................................18 2.2.1.2.1. DEFINIR EL TONELAJE REQUERIDO PARA LA VOLADURA...............18 2.2.1.2.2. DISEÑAR LA VOLADURA................................................................18 2.2.1.2.3. CHEQUEO DE LA ZONA A VOLAR..................................................18 2.2.1.2.4. GARANTIZAR LA SEGURIDAD DE LA OPERACIÓN..........................18 2.2.1.2.5. MATERIALIZAR EL DISEÑO EN TERRENO.......................................19 2.2.1.2.6. REALIZAR EL AMARRE...................................................................19 2.2.1.2.7. EFECTUAR LA VOLADURA.............................................................19 2.2.1.2.8. CHEQUEAR LA ZONA VOLADA......................................................19 2.2.1.2.9. CHEQUEAR RESULTADOS..............................................................19 2.2.1.2.10. INCORPORAR DICHOS RESULTADOS AL SISTEMA DE INFORMACIÓN.............................................................................................. 20 2.2.1.3. METODOS DE DISEÑO DE VOLADURA...........................................21 2.2.1.3.1. METODO DE LANGEFORS..............................................................21 2.2.1.3.2. METODO DE ASH..........................................................................23 2.2.1.3.3. METODO DE LOPEZ JIMENO (VOLADURA EN BANCO DE PEQUEÑO DIÁMETRO)................................................................................................... 26 2.2.1.4. EXPLOSIVOS INDUSTRIALES..........................................................30 2.2.1.4.1. DINAMITA...................................................................................... 31 2.2.1.4.2. DINAMITA PULVERULENTA.............................................................31 2.2.1.4.3. DINAMITA GELATINOSA.................................................................31 2.2.1.4.4. ANFO............................................................................................ 32 2.2.1.4.5. HIDROGELES................................................................................. 33 2.2.1.4.6. EMULSIONES................................................................................. 34 2.2.1.5. PARAMETROS DE UNA VOLADURA DE ROCAS...............................35 2.2.1.5.1. PARÁMETROS DE LA ROCA...........................................................36 16 2.2.1.5.1.1. PROPIEDADES FÍSICAS...............................................................36 2.2.1.5.1.2. PROPIEDADES ELÁSTICAS O DE RESISTENCIA DINÁMICA DE LAS ROCAS 37 2.2.1.5.1.3. CONDICIONES GEOLÓGICAS......................................................38 2.2.1.5.2. CONDICIONES DE LA CARGA........................................................40 2.2.1.5.3. CONDICIONES GENERALES PARA EL TRABAJO EFICIENTE DE LOS EXPLOSIVOS................................................................................................. 44 2.2.1.5.4. CAMPOS DE APLICACIÓN DE UNA VOLADURA...............................44 2.2.1.5.5. EVALUACIÓN DE LA VOLADURA....................................................45 III. CONCLUSIONES................................................................................... 49 IV. BIBLIOGRAFÍA...................................................................................... 50 16 INTRODUCCION La Perforación y Voladura son las principales operaciones unitarias dentro de cualquier minería, Los diseños de voladura inadecuado o de funcionamientos defectuoso podrían tener graves consecuencias lo largo del ciclo de minado, empezando en la voladura misma y prosiguiendo a través de las operaciones minera unitaria de carguío, acarreo y chancando. Las buenas operaciones de perforación y voladura el resultado del «arte» y cierto sentido común, así como la «ciencia». En tal sentido, todo programa exitoso de perforación y voladura deberá implementarse de acuerdo a las condiciones geológicas, de aplicación, ambientales y de seguridad presentes. Sin embargo, todas las operaciones de perforación y voladura, tanto en las minas a tajo abierto como subterránea, deberá conducirse de conformidad con prácticas operativas seguras, diseñadas para minimizar los impactos ambientales nocivos, así como para garantizar un ambiente un ambiente de trabajo y seguro para los trabajadores de la mina. 16 II. II.1. II.1.1. MARCO TEORICO OPERACIONES UNITARIAS PERFORACIÓN El objetivo del proceso de perforación en palabras simples es “Construir un espacio físico definido dentro de la roca que será removida (hoyos de perforación), para luego en estos hoyos colocar el explosivo que más tarde será detonado”. Para materializar esta actividad es necesario efectuar la siguiente secuencia: Programación de la ubicación de los pozos a perforar. Selección de los aceros a utilizar. Preparación de la zona de trabajo (topografía y limpieza). Posicionamiento de equipos (en cada tiro). Perforación (de cada tiro). Muestreo de detritus. Verificación de la calidad y cantidad de tiros perforados. Retiro del equipo del sector. Esta secuencia se cumple hasta que hayan sido perforados todos los sectores programados. La voladura es el primer cliente de la perforación, ya que si los tiros no cumplen las especificaciones del cliente, se aumenta la probabilidad de fracaso en la calidad de la voladura, lo que desencadenaría un grave problema en cuanto a operación, costos y producción. Por ejemplo un tiro más corto de lo especificado generará pisos irregulares o la necesidad de voladura secundaria, por el contrario un tiro más largo podría generar una sobre excavación. A la vez la voladura actúa como proveedor de información a la perforación, en el sentido que entregará sus requisitos en cuanto a la calidad de la perforación. 16 II.1.1.1.METODOS DE PERFORACIÓN La perforación dentro del campo de las voladuras es lo primero que se realiza y tiene como finalidad abrir unos huecos, con la distribución geométrica adecuada dentro de los macizos, donde alojar las cargas del explosivo y sus accesorios iniciadores. Foto .- Perforadora de martillo en cabeza 16 II.1.1.1.1. PERFORACION ROTATIVA Se subdividen a su vez en dos grupos, según que la perforación se realice por trituración empleando triconos, o por corte utilizando bocas especiales. El primer sistema se aplica en rocas de dureza media a alta y el segundo en rocas blandas. Perforación con triconos: los diámetros de los barrenos varían entre 2” y las 171/2” (152 a 311mm). Este método de perforación es muy versátil ya que abarca una amplia gama de rocas, desde las muy blandas, donde comenzó su aplicación, hasta las muy duras, donde han desplazado a otros sistemas. Las perforadoras rotativas están constituidas esencialmente por una fuente de energía, una batería de barras de tubos, individualmente o conectadas en serie, que transmiten el peso, la rotación y el are de barrido a una boca con dientes de acero o insertos de carburo de tungsteno que actúa sobre la roca. II.1.1.1.2. PERFORACION ROTOPERCUTIVA Son los más utilizados en casi todos los tipos de rocas, tanto así el martillo se sitúa en la cabeza como en el fondo del barreno. Atendiendo a la resistencia a la compresión de las rocas y a diámetro de perforación, se puede delimitar que tipo de perforación se puede delimitar los campos de aplicación de los diferentes Métodos. 16 Campos de aplicación de los métodos de explotación en función de la resistencia de la roca y diámetro de los barrenos. En principio la perforación de estos equipos se basa en el impacto de una pieza de acaro (pistón) que golpea a un útil que a su vez transmite energia al fondo del barreno por medio de un elemento final (boca). Los equipos de rotopercusión se clasifican en dos grandes grupos según se encuentren colocado el martillo: Martillo en fondo: en estas perforadoras dos de las acciones básicas, rotación y percusión, se producen fuera del barreno transmitiéndose a través de una espiga y de barrillas hasta la boca de perforación. Los martillos pueden ser adicionalmente neumático o hidráulico. Martillo en Cabeza: la percusión se realiza directamente sobre la roca de perforación, mientras que la rotación se efectúa en el exterior del barreno. El hacinamiento del pistón se lleva a cabo neumáticamente mientras que la rotación puede ser neumática o hidráulica. II.1.1.2.DIMENSIONAMIENTO PERFORACIÓN DE EQUIPOS PARA Definida la vida útil de la explotación y los movimientos de materiales a realizar durante ese tiempo, tenemos determinado el ritmo de explotación de la mina y con ello el rendimiento exigido por nuestra faena, por lo tanto tenemos nuestro punto de partida para la definición de las actividades a realizar dicho para cumplir con rendimiento. En el caso de la perforación tendremos que diseñar la malla de perforación, la cual podrá estar definida como un global en el caso de no discriminar sectores específicos de la explotación, o podrá definirse una malla particular para cada caso existente (mineral, estéril, sectores conflictivos, pre corte, bancos dobles, etc.). Recordemos que sobre la base del tipo de roca a perforar determinaremos el tipo de perforación más adecuada. Cualquiera sea la situación necesitamos definir: Diámetro de perforación. Burden. Espaciamiento entre tiros. Disposición espacial relativa de los tiros. Ángulo de inclinación de los tiros. Largo de perforación (altura de banco + pasadura). Definido el diámetro deberá determinarse (bajo criterios teóricos y/o empíricos) el burden y espaciamiento. Además debemos determinar la disposición espacial de los tiros, con lo cual quedará definida nuestra malla de perforación. Definido lo anterior más la longitud de los tiros, se podrá determinar el tonelaje a mover involucrado en la operación de perforación, siendo: Tt B E H P d Tmb Tap = Tonelaje a remover por cada tiro (toneladas) = Burden (metros) = Espaciamiento (metros) = Altura de Banco (metros) = Pasadura (metros) = Densidad de la Roca (toneladas/m3) = Tonelaje a remover por metro barrenado (toneladas) = Tonelaje a remover por área sometida a Perforación (toneladas) T = Tonelaje total por período (toneladas) Tenemos que: Tt = B x E x H x d (ton) Con lo cual podremos obtener índices como: Tmb = Tt / (H + P) (ton/mb) Tap = Tt / (B x E) (ton/m2) Con lo cual podremos tener una aproximación de: Número de tiros necesarios por período, para cumplir con el programa de explotación de la mina (tiros o perforaciones): Nt = T / Tt (tiros) Metros barrenados requeridos por período, para cumplir con el ritmo de explotación de la mina (metros barrenados): Mbt = T / Tmb (mb) Área sometida a la perforación por período (metros cuadrados): Asp = T / Tap (m2) Para calcular el rendimiento de un equipo de perforación tendremos que determinar: DFp UTp FOp FR = = = = Disponibilidad física del equipo de perforación (%). Utilización del equipo de perforación (%). Factor operacional del equipo de perforación (%). Factor de Roca (%), que castiga la velocidad de perforación en función de la dificultad operacional que impone la roca. TDp = Turnos a trabajar por día en perforación (turnos/día). HTp = Horas trabajadas por turno en perforación (horas). VP = Velocidad de perforación instantánea del equipo (mb/hora), determinada por catálogo. Con estos datos se procede al cálculo del rendimiento del equipo de la siguiente manera: VELOCIDAD REAL DE PERFORACIÓN VPR = VP X FR X DFP X UTP X FOP X 10-8 (MB/HRA) RENDIMIENTO POR TURNO: MBT = VPR X HTP (MB/TURNO) RENDIMIENTO POR DÍA: MBD = MBT X TDP (MB/DÍA) Definiendo los días a trabajar por período en perforación como DPp, se tiene que el número de equipos requeridos para cumplir con la producción es: Nº EQUIPOS = MBT / (MBD X DPP) Resultado con el cual se realizará un análisis criterioso que permita definir un número entero de equipos para la operación (lo que incluye a los equipos de reserva). Dependiendo del equipo a utilizar tendrá que realizarse el dimensionamiento de equipos auxiliares de perforación necesarios (compresores, remolcadores, grupos electrógenos, etc.). II.1.1.3.ANCHO MÍNIMO DE OPERACIÓN DE PERFORACIÓN Para la perforación podemos notar que el ancho mínimo de operación está dado por el área sometida a la perforación más un ancho necesario para el tránsito de los equipos ligados a la tarea de perforación y tronadura. Por lo general esta área es cubierta o satisfecha por los otros parámetros geométricos (por ejemplo el ancho mínimo de carguío). Para el se define el mínimo de carguío como: carguío ancho Ancho mínimo de Carguío = BS + DS + 0.5 x Ac + 2 x RGc + 0.5 x Ac + DS + DD Ancho mínimo de Carguío = BS + 2 x DS + Ac + 2 x RGc + DD BS = Ac = DS = RGc = de operación. DD = Baranda de seguridad. Ancho del camión. Distancia de Seguridad. Radio de Giro del equipo de carguío o radio mínimo Derrames. Debemos considerar que para cada caso habrá que calcular el área necesaria para que operen los equipos. Para el transporte el área mínima de operación corresponde al área en que el camión puede realizar sus maniobras sin problemas y en forma segura. Esta área requiere disponer de las dimensiones físicas de operación del equipo. 2.2.1. VOLADURA La operación unitaria o proceso productivo de “Voladura”, tiene como objetivo el arrancar el material involucrado desde su lugar original, de modo que este material triturado puede ser cargado y retirado por los equipos respectivos (y procesado según se requiera), por lo que este material tendrá que cumplir con una granulometría y una disposición espacial apta para los posteriores procesos asociados. Pasos para una buena voladura: Preparación de la zona de trabajo (incluye el aislamiento del sector). Posicionamiento de equipos de carguío de explosivos. Introducción del explosivo y los accesorios necesarios. Control de calidad del explosivo (en ciertos casos). Entacado del pozo. Amarre según secuencia especificada. Revisiones de seguridad en el sector (y otros sectores involucrados). Primer aviso. Avisos posteriores y últimos. Polvorazo (tronadura). Ventilación o limpieza del sector (hasta que la zona quede limpia). Revisión de seguridad (tiros quedados, bloques colgados). Quema de tiros quedados, descolgado de bloques, reducción secundaria. Esta secuencia se cumple hasta que el material quede en condiciones aptas para ser manipulado por el proceso siguiente. El primer proceso de fragmentación que se aplica al material es la voladura, por lo que su éxito permitirá realizar un buen manejo de este material por parte de los procesos posteriores (chancado por ejemplo). Como sabemos la granulometría dependerá de las características de la roca misma y de energía aplicada sobre ella, por lo que si deseamos una granulometría fina debemos utilizar mayor cantidad de recursos (explosivos) o aumentar su potencia, es decir aumentar el Factor de carga de nuestra voladura. La proyección del material es también un tema muy importante, ya que no queremos que el material quede esparcido en un área muy grande, sino que deberá quedar dispuesto espacialmente de modo que el equipo que se encargue de su manejo posterior pueda hacerlo en condiciones acordes a su diseño de operación. 2.2.1.1. FORMAS DEL MATERIAL VOLADO A. se tiene una “ola” de mayor altura y menor expansión, ideal para la operación de palas cable, ya que se posiciona frente a la saca sin tener que realizar muchos movimientos. Se puede agregar que reviste bastante riesgo el circular en las cercanías de la ola de material. El trabajo de los equipos de apoyo son mínimos. La Voladura se ha realizado de modo que la proyección sea mínima. B. se tiene una “ola” de altura y expansión intermedia, recomendable para la operación de palas hidráulicas, ya que se posiciona frente a la saca y deberá realizar algunos movimientos. Se puede agregar que no reviste mucho riesgo el circular en las cercanías de la ola de material. El trabajo de los equipos de apoyo es considerables. C. se tiene una “ola” de poca altura y mucha expansión, ideal para la operación de cargadores frontales, ya que deberá realizar muchos movimientos. Para obtener los resultados esperados, podemos resumir la tarea en los siguientes pasos: Definir el tonelaje requerido para la voladura. Diseñar la tronadura. Chequeo de la zona a tronar. Garantizar la seguridad de la operación. Materializar el diseño en terreno. Realizar el amarre. Efectuar la voladura. Chequear la zona volada. Chequear resultados. Incorporar dichos resultados al sistema de información. 2.2.1.2. PASOS A SEGUIR PARA UNA VOLADURA. 2.2.1.2.1. DEFINIR EL TONELAJE REQUERIDO PARA LA VOLADURA. Para ello se debe tomar en cuenta los requerimientos de producción y movimiento de materiales. Con esta información podremos definir el tonelaje a remover y los lugares de los cuales se tendrá que perforar, tronar y retirar el material volado. 2.2.1.2.2. DISEÑAR LA VOLADURA. El diseño de la voladura consistirá en definir la forma en la cual serán cargados los tiros perforados, definiendo además los tipos y cantidades de explosivos involucrados y consideraciones especiales como pre – corte, tiros amortiguados, pozos con agua, etc. 2.2.1.2.3. CHEQUEO DE LA ZONA A VOLAR. Antes de realizar la carga del explosivo en los pozos deberá chequearse la zona involucrada, ya que deberá cumplir con los requerimientos de diseño. Este chequeo consiste principalmente en verificar si la cantidad de pozos y su calidad cumple con las impuestas por el diseño. En el caso de no ser así deberán realizarse actividades correctivas para solucionar dichos inconvenientes, como por ejemplo el relleno de tiros sobre perforados (para que no queden hoyos), repaso de perforación en tiros cortos (para que no queden patas), rediseño de malla en caso de que no se cumpla en terreno con la malla especificada, por inclinación de tiros, existencia de agua, estructuras problemáticas en la roca, derrumbe de pozos, etc. 2.2.1.2.4. GARANTIZAR LA SEGURIDAD DE LA OPERACIÓN. Una vez chequeada la zona y previo a la materialización del diseño, deberá garantizarse que la operación se realizará en forma segura. Esto pasa desde la revisión de los insumos (disponibilidad, calidad, transporte y programación del movimiento), hasta lo que se refiere con el aislamiento de la zona de operación, de modo que ningún factor de riesgo quede sin la respectiva supervisión y control. 2.2.1.2.5. MATERIALIZAR EL DISEÑO EN TERRENO. Una vez cumplido el chequeo y posibles modificaciones, se materializa en terreno dicho diseño, efectuando la carga de los explosivos y accesorios en cada pozo, dejando el pozo en condiciones de ser amarrado al sistema iniciador de la voladura. 2.2.1.2.6. REALIZAR EL AMARRE. Una vez cargados los pozos y chequeados, se realiza el amarre a la troncal, según lo especificado por el diseño (garantizando que se cumplirá con la secuencia estipulada). Con los retardos se debe hacer cumplir la condición de que todos los tiros hayan sido iniciados antes de que detone el primer tiro. 2.2.1.2.7. EFECTUAR LA VOLADURA. Cuando se ha realizado el amarre, se ha despejado el área y se encuentran dadas las condiciones de seguridad para realizar la voladura, esta se lleva a cabo. 2.2.1.2.8. CHEQUEAR LA ZONA VOLADA. Una vez efectuada la Voladura se procede a la inspección de la zona, de modo que se pueda detectar tiros quedados, colpas, necesidad de voladura secundaria, condiciones de estabilidad y calidad de la voladura realizada. 2.2.1.2.9. CHEQUEAR RESULTADOS. Se procede a comparar los resultados obtenidos con los esperados, lo cual permitirá tener una fuente de información para otras voladuras similares, de modo de ir adaptando el diseño teórico con el práctico. 2.2.1.2.10. INCORPORAR DICHOS RESULTADOS AL SISTEMA DE INFORMACIÓN. Como en todas las operaciones deberá registrarse los resultados en un sistema de información que permita fundamentar posteriores variaciones del diseño en pos de una operación más eficiente. Otra forma que existe para medir resultados dicen relación con las operaciones posteriores y el manejo de índices como: Granulometría. Gramos de explosivo por tonelada (factor de carga). Costos (US$/ ton). Rendimientos (ton/ hra pala, ton/ hra chancador, horas bulldozer). 2.2.1.3. METODOS DE DISEÑO DE VOLADURA 2.2.1.3.1. METODO DE LANGEFORS Langefors y Kihlstrom proponen la siguiente expresión para calcular el valor de la roca Máxima “Bmax” B MAX = ( D/ 35.6)* ( ( P * S) / ( C * F * EV) )1/2 Donde : D : diámetro de perforación en mms P : grado de retardo, que es la cantidad de carga en Kg/dm3 del volumen nominal del tiro S : Potencia relativa en Peso del explosivo y está entre 1 – 1.4 F : grado de fijación de los tiros. Depende de la inclinación de los tiros. o F=1 Tiro vertical o F = 0.9 Tiros de 70 grados o F = 0.85 Tiros de 63 grados C : constante específica de la roca. Es la cantidad de explosivo necesario para fragmentar 1 m3 de roca, normalmente en voladuras a cielo abierto y rocas duras se toma C = 0.4 Este valor se modifica de acuerdo con: o B = 1.4 – 1.5 m C¨ = C + 0.75 o B <1.4 m C¨ = 0.07 / B + C EV : Relación Espaciamiento – Burden y puede estar entre 1 a 2 PROFUNDIDAD DEL HOYO(METROS) H = ( L + J) / Sen = inclinación del hoyo respecto a la horizontal BURDEN PRÁCTICO ( METROS ) - B1 = B * ( 1 - 0.03 * L) - múltiples B1 = B - 0.5 * L Para tronaduras con filas Para tronaduras con una fila CONCENTRACIÓN DE CARGA DE FONDO ( KILOGRAMOS / METRO) QBK = P * ( D / 36)2 ESPACIAMIENTO (METROS) S = EV * B LARGO CARGA DE FONDO (METROS) HB = 1.3 * B TACO (METROS) T = B1 CONCENTRACIÓN CARGA COLUMNA ( KILOGRAMOS / METRO) QPK = 0.5 * QBK CARGA DE FONDO ( KILOGRAMOS) QB = HB * QBK CARGA DE COLUMNA ( KILOGRAMOS) QP = HP * QPK 2.2.1.3.2. METODO DE ASH Consiste en aplicar, para el diseño de una voladura en banco, cinco relaciones que son: RELACIÓN DE BURDEN : Kb = B / ( D * 0.0254) B = Burden Máximo en metros D = diámetro del hoyo en pulgadas RELACIÓN DE PROFUNDIDAD DEL HOYO : Kh = H / B H : Profundidad del hoyo en metros RELACIÓN DE PASADURA: Kj = J / B J : pasadura del hoyo en metros RELACIÓN DE TACO: Kt = T / B T : taco en metros RELACIÓN DE ESPACIAMIENTO: Ks = S / B S : espaciamiento en metros DONDE : KB = 0.1573*(de/dr)1/3* (VE)2/3 ESPACIAMIENTO: Para disparos simultáneos de hoyos en la misma fila, o para disparos por fila, el espaciamiento es : S = (1.8 – 2 ) * B Normalmente esto sería un diseño trabado si fuera un disparo con muchas filas. La fragmentación no es tan buena como con retardos secuenciales. El corte será más alto y el lanzamiento de material hacia atrás mayor, ocurre si: S = (1.0 – 1.2) * B Donde el encendido de los hoyos es secuencial. Esto debería ser para un diseño cuadrado o rectangular de varias filas. PASADURA : La cantidad usual de pasadura usada es de : J = ( 0.2 –0.3 ) * b En hoyos de gran diámetro en rocas duras, pesadas y homogéneas se puede usar un factor de pasadura de 0.4 para evitar problemas de patas y eliminar promontorios en el piso. Cualquier pasadura en exceso de esto es una pérdida de tiempo, dinero y explosivo, puesto que mientras más profundo se perfora, mayor será el ángulo del cráter. Si continúan problemas de patas y pisos es más ventajoso utilizar un explosivo más potente o mejor acoplamiento en el fondo del hoyo que profundizar la pasadura o disminuir el diseño. TACO : Una buena aproximación para controlar el ruido y la proyección de rocas, es: T = 0.7 * B Cualquier valor menor que este provocará mucho ruido, exceso de proyección de rocas y formación de cráter en la región del collar del hoyo. PROFUNDIDAD DEL HOYO: Se deben de tomar en cuenta: El hoyo no debe ser menor que 1.0 veces el Burden y si es sobre 4 veces el Burden se puede requerir inclinación múltiple. Esto último es necesario cuando el hoyo es tan profundo que el fondo del banco se desplazaría antes de que la detonación alcance la parte superior de la columna explosiva. La mayoría de los hoyos están en el rango de 2.6 a 3.0 veces el Burden y no necesitan el segundo iniciador, que no solo es innecesario y caro, sino que también divide el proceso de fragmentación 2.2.1.3.3. METODO DE LOPEZ JIMENO (VOLADURA EN BANCO DE PEQUEÑO DIÁMETRO) Se denominan voladuras de pequeño diámetro a aquellas que se encuentran en el rango de 65mm a 165mm de diámetro de perforación y sus aplicaciones más importantes son: explotaciones de canteras, excavaciones de obras públicas y minería a cielo abierto de pequeña escala. La cargas de explosivos son cilíndricas alargadas con una relación “I/D > 100” y se realizan generalmente con dos tipos de explosivos, uno por cargo de fondo y otro para la carga de columna. DIÁMETRO DE PERFORACIÓN La elección del diámetro de los barrenos depende de la producción de horario, o de ritmo de la excavación y de la excavación, y de la resistencia de la roca. Tabla 1 TABLA 1 DIAMETRO DEL PRODUCCION HORARIA MEDIA (m3b/h) BARRENO (mm) Roca Blanda Media <120MPa Roca Dura-Muy Dura>120MPa 65 190 60 89 250 110 150 550 270 Hay que tener presente que los costes de perforación disminuyen en la mayoría de los casos con el aumento de diámetro. ALTURA DE BANCO La altura de banco está en función del equipo de carga y del diámetro de perforación. Las dimensiones recomendadas teniendo en cuenta los alcances y características de cada grupo de máquinas que se recogen en la Tabla 2. TABLA 2 ALTURA DE BANCO DIAMETRO DEL BARRENO EQUIPO DE CARGA H (m) D (mm) RECOMEDADO 8 - 10 65 - 90 Pala de ruedas 10 - 15 excavadora hidráulica o de cables 100 - 150 Por cuestiones de seguridad, la altura máxima aconsejada en minas y canteras es de 15 m y solo para aplicaciones especiales, como en voladuras para escollera, se deben alcanzar altura de 20m. ESQUEMA DE PERFORACIÓN, SOBREPERFORACIÓN Y RETACADO. El valor de la roca “B”es función de diámetro de los barrenos, de las características de las rocas y de los tipos de explosivos empleados. Si la distribución de carga es selectiva con un explosivo de alta densidad y potencia en el fondo otro de baja densidad y potencia media en la columna, los valores de la columna oscilan entre 33 y 39 veces el diámetro del barreno “D”, dependiendo de la resistencia de la r4oca a la compresión simple y de la altura de la carga de fondo. El espaciamiento entre barrenos de una misma fila varía entre 1.15 B para rocas duras y 1.30 para rocas blandas. La longitud de retacado y de sobre perforación se calculan en función del diámetro de los barrenos y de la resistencia de la roca. En la Tabla 3 se indican los valores tentativos de los parámetros geométricos en función de las resistencias de las rocas. TABLA 3 VARIABLE DE RESISTENCIA A LA COMPRESION SIMPLE (MPa) DISEÑO Blanda Media Dura Muy Dura <70 70-120 120-180 >180 ROCA - B 39 D 37 D 35 D 33 D ESPACIAMENTO - S 51 D 47 D 43 D 38 D RETACADO - T 35 D 34 D 32 D 30 D SOBREPERFORACION - J 10 D 11 D 12 D 12 D INCLINACIÓN DE LOS BARRENOS. En la gama de diámetros de trabajo citada los equipos de perforación son habitualmente rotopercutivos de martillo de cabeza, neumáticos hidráulicos, y de martillo en fondo. Estas máquinas permitan inclinaciones de las deslizaderas con algunos de hasta 20%e incluso mayores con respecto a al vertical. La longitud de barreno “L” aumenta con la inclinación, pero por lo contrario la sobre perforación Disminuye con esta. Para calcular “L” se utiliza: L = ( H/cosβ )+(1-( β/100))*J siendo “β” el Angulo con respecto a la vertical en grados. DISTRIBUCIÓN DE CARGAS Teniendo en cuenta las teoría de las cargas selectivas, en la categoría selectiva, en la que la energía por unidad de longitud en el fondo del barreno debe ser de 2 a 2.5 veces superior de la energía requerida para la rotura de la roca frente a la carga de columna, y en función de la resistencia de la roca se recogen en la Tabla 4 La altura de la carga de columna se calcula por diferencia entre la longitud del barreno y la suma de la dimensión del retacado y de la carga de fondo. Los consumos específicos de explosivos varían entre 250 y 550 g/m3. TABLA 4 VARIABLE DE DISEÑO LONGUITUD CARGA DE FONDO 2.2.1.4. RESISTENCIA SIMPLE(MPa) A LA COMPRESION Blanda Media Dura Muy Dura <70 70-120 120-180 >180 30 D 35 D 40 D 46 D EXPLOSIVOS INDUSTRIALES Los explosivos industriales están constituidos por una mezcla de sustancias, combustibles y comburentes, que, debidamente iniciadas, dan lugar a una reacción química cuya característica fundamental es su rapidez. Esta velocidad define el régimen de la reacción, que debe ser de régimen de detonación. Si no se inicia adecuadamente, el mismo producto puede desencadenar un régimen de deflagración, o incluso, de combustión, lo que implica que el comportamiento del producto no sea el deseado. La reacción generada produce gases a alta presión y temperatura, que serán las propiedades encargadas de la fragmentación y del movimiento de la roca. Cada tipo de explosivo tiene una composición específica y definida. Esto supone que sus características son diferentes, y, en consecuencia, cada explosivo tiene una aplicación diferente en función de las necesidades de la voladura. 2.2.1.4.1. DINAMITA Este tipo de explosivos, reciben su nombre por su consistencia gelatinosa y se obtiene al mezclar nitroglicerina/nitroglicol (NG) con nitrocelulosa. Esta mezcla es aún más energética que el propio NG. Lleva en su composición, como elemento predominante, el nitrato amónico, además de combustibles y otros aditivos minoritarios. Dentro de la familia de las dinamitas se pueden distinguir dos tipos diferentes, gelatinosas y pulverulentas, en función de su composición. 2.2.1.4.2. DINAMITA PULVERULENTA La dinamita pulverulenta está compuesta básicamente por nitrato amónico, un combustible que corrige su exceso de oxígeno y una pequeña cantidad (generalmente próxima a un 10%) de un sensibilizador, que puede ser nitroglicerina, trinitrotolueno o una mezcla de ambos. Todas ellas, debido a su contenido en nitrato amónico presentan las características siguientes: • Baja potencia • Densidad media/baja (de 1,0 a 1,2) • Regular o mala resistencia al agua • Velocidad de detonación de 2.000 a 4.000 m/s • Poca sensibilidad al choque o a la fricción. Por todo ello son explosivos recomendables en rocas de dureza media-baja sin presencia de agua. 2.2.1.4.3. DINAMITA GELATINOSA Una forma de corregir la mala resistencia al agua de las dinamitas pulverulentas y, al mismo tiempo, aumentar su potencia, es incrementar su contenido de Nitroglicerina (o Nitroglicol) y añadir una cierta cantidad de nitrocelulosa, que actúa como gelificante, formando una pasta gelatinosa. Existen diversas modalidades en función de su contenido de Nitroglicerina (o Nitroglicol), pero todas ellas se caracterizan por: • Elevada potencia • Alta densidad (de 1,4 a 1,5) • Buena o excelente resistencia al agua. • Alta velocidad de detonación (de 4.000 a 7.000 m/s) • Cierta sensibilidad al choque o a la fricción Por todo ello son explosivos recomendables en rocas de dureza alta incluso con presencia de agua. 2.2.1.4.4. ANFO En la línea de reducir el contenido en nitroglicerina (o nitroglicol) del explosivo para incrementar su seguridad, surgieron los explosivos tipo ANFO (Ammonium Nitrate + Fuel Oil), explosivos compuestos por un 94 % aproximadamente de nitrato amónico que actúa como oxidante y en torno a un 6 % de gasoil que actúa como combustible. Las características de este explosivo son las siguientes: • Baja / media potencia. • Muy baja densidad (0,8). • Nula resistencia al agua, ya que el nitrato amónico es soluble en agua y pierde su capacidad de detonar. • Baja velocidad de detonación (2.000 - 3.000 m/s). • No son sensibles al detonador, por lo que necesitan de otro explosivo para iniciarse correctamente, lo que puede conseguirse con cordones detonantes, cebos de dinamita gelatinosa, cartuchos de hidrogel o multiplicadores. Debido a su consistencia granular y a la solubilidad del nitrato amónico, no resisten al agua, por lo que su aplicación en barrenos que contengan este elemento está totalmente desaconsejada. Por el contrario, esta consistencia granular hace que el explosivo ofrezca una importante ventaja, y es la de que resulta muy fácil la carga mecanizada del mismo. Generalmente éste producto se comercializa a granel, tanto ensacado como expedido en camión tolva para su utilización directa, si bien también se suministra encartuchado. En ocasiones se introduce cierta cantidad de polvo de aluminio metal, cuya oxidación durante la detonación es la de incrementar el calor de explosión y, por tanto, la potencia del explosivo. Se obtiene así el producto denominado ALANFO (ALuminium + Ammonium Nitrate + Fuel Oil). 2.2.1.4.5. HIDROGELES Al objeto de mejorar la resistencia al agua de los explosivos de base nitrato amónico, se desarrollaron los slurries o papillas explosivas. Son productos que, paradójicamente, incorporan una cierta cantidad de agua en su composición, pero fundamentalmente se trata de explosivos compuestos por un elemento oxidante (NH4NO3 o bien NaNO3) y otro que actúa a la vez como sensibilizador y combustible, y que puede ser un explosivo (TNT), un metal (Al) o una sal orgánica (Nitrato de Monometilamina o Nitrato de Hexamina). Ambos componentes están dispersos en una solución saturada de NH4NO3 o de NaNO3 (12 - 15% agua). A esta mezcla se le suele añadir también un conjunto de sustancias espesantes, gelificantes y estabilizantes. Se conocen con el nombre de hidrogeles y se pueden presentar en forma encartuchada o incluso puede ser bombeado, a granel. Se caracterizan por: • Elevada potencia. • Densidad media/alta (1,2-1,3) • Excelente resistencia al agua • Velocidad de detonación de 3.500 a 4.500 m/s. • Menor sensibilidad a la fricción o al impacto. Son productos que pueden no llevar en su composición ningún producto que sea de por si explosivo; únicamente, estos productos, reaccionan de forma explosiva en el momento que se inician con el detonador, cordón detonante o cualquier multiplicador. Las características más notables son su elevada potencia, excelente resistencia al agua y gran seguridad en el manejo y el transporte. Por todo lo anterior este explosivo es de Aplicación en rocas de dureza media-alta, incluso con presencia de agua. 2.2.1.4.6. EMULSIONES En la misma línea de buscar un explosivo de la máxima seguridad y potencia que pueda ser utilizado en barrenos con agua, el último desarrollo en explosivos industriales lo constituyen las conocidas como emulsiones. Consisten en una fase dispersa formada por pequeñas gotas de disolución de NH4NO3 o de NaNO3 en agua, que están rodeadas de una fina película de 10-4 mm de aceite mineral (fase continua). Se trata, por tanto, de explosivos compuestos básicamente por nitrato amónico o nitrato sódico con un contenido en agua entre el 14 y el 20 %, un 4 % aproximadamente de gasoil y menores cantidades (1 – 2 %) de otros productos, entre los que se encuentran: • Agentes emulsificantes (oleato o estearato de sodio) • Ceras para aumentar la consistencia y el tiempo de almacenamiento. Algunos fabricantes incorporan también en la composición burbujas de aire o esferas huecas de vidrio (llamadas microesferas) que incrementan la onda de detonación, aumentando la sensibilidad, y partículas de aluminio que aumentan igualmente su potencia y sensibilidad. El área de contacto entre oxidante y combustible que proporciona la emulsión, favorece una amplia y completa reacción. Por otra parte, la película de aceite constituye una protección del nitrato frente al agua. De todo aquello se deriva un explosivo en forma de pasta, capaz de ser bombeado o de ser encartuchado y que tiene las siguientes características: • Alta velocidad de detonación (4.500-5.500 m/s) • Excelente resistencia al agua. • Mucha menor sensibilidad al choque o a la fricción. La mezcla de ANFO con emulsión en proporción variable, en un rango que puede abarcar desde una proporción 90/10 hasta 50/50. Dependiendo de la proporción de sus componentes, las características varían, obteniendo desde mezclas con excelente resistencia al agua a mezclas con mala resistencia. Las composiciones ricas en emulsión (hidrogel) se pueden bombear desde camión y tienen alta velocidad de detonación. Las densidades decrecen con el contenido de Anfo, resultando valores comprendidos entre 1,25 y 1,10 g/cm3 , a estas mezclas se las llama emulsión o hidrogel dopado. 2.2.1.5. PARAMETROS DE UNA 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 explotación de minerales se busca preferentemente fragmentación menuda, que facilita los procesos posteriores de fracmentación 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: 2.2.1.5.1. PARÁMETROS DE LA ROCA Son determinantes, debiendo los explosivos y sus métodos de aplicación adecuarse a las condiciones de la roca. Entre ellos tenemos: 2.2.1.5.1.1. PROPIEDADES FÍSICAS a) DUREZA Indica aproximadamente la dificultad de perforarla. b) 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. 2.2.1.5.1.2. 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. a) RESISTENCIA MECÁNICA Resistencia a las fuerzas de compresión y tensión. b) FRICCIÓN INTERNA Habilidad de las superficies internas para deslizarse bajo esfuerzos (rocas estratificadas). c) MÓDULO DE YOUNG Resistencia elástica a la deformación. d) RADIO DE POISSON Radio de contracción transversal o extensión longitudinal del material bajo tensión. e) 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. 2.2.1.5.1.3. CONDICIONES GEOLÓGICAS 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 D. 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) 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). G. 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. H. 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 Factor de seguridad que califica su toxicidad (todos los explosivos generan gases de CO y NO en diferentes proporciones). 2.2.1.5.2. CONDICIONES 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). 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 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: o La profundidad del taladro respecto a la altura de banco en superficie y o al avance estimado en túneles. La malla de perforación, relación de burden y espaciamiento entre o taladros, importante para la interacción entre ellos. 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 o factor), especialmente en perforaciones de pequeño diámetro. 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). 2.2.1.5.3. 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 grietas radiales entre ellos; de lo contrario habrá mala fragmentación, incluso hasta pueden soplarse sin efecto rompedor. 2.2.1.5.4. CAMPOS DE APLICACIÓN DE UNA 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. 2.2.1.5.5. 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. 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 sobreperforación 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: 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 I. taladro, o falta de taco inerte. 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. III. CONCLUSIONES El objetivo del proceso de perforación en palabras simples es “Construir un espacio físico definido dentro de la roca que será removida (hoyos de perforación), para luego en estos hoyos colocar el explosivo que más tarde será detonado”. El proceso productivo de “Voladura”, tiene como objetivo el arrancar el material involucrado desde su lugar original, de modo que este material triturado puede ser cargado y retirado por los equipos respectivos (y procesados, por lo que este material tendrá que cumplir con una granulometría y una disposición espacial apta para los posteriores procesos asociados. Las buenas operaciones de perforación y voladura el resultado del «arte» y cierto sentido común, así como la «ciencia». IV. BIBLIOGRAFÍA ALBERTO, J. (18 de Abril de 2012). Ingeniero en Minas. Obtenido de http://ingenieroenminas.com/diseno-de-voladuras-en-minas-a-cieloabierto/ Bernaola Alonso, J., Castilla Gómez, J., & Herrera Herbert, J. (2013). Perforación y Voladora de Rocas en Minería. Madrid: Universidad Politécnica de Madrid. ESTUDIOS MINEROS DEL PERU S.A.C. (s.f.). Manual de Mineria. Lima. Lopez, J. (s.f.). Manual de Perforación y Voladura de Rocas. S.A., Departamento Técnico Exsa. (2012). Parámetros en la voladura de rocas. Seguridad Minera, 42-48. ANEX OS DINAMITA DINAMITA PULVERULENTA ANFO HIDROGELES EMULSIONES