~ ~ Capítulo 18 ~ t CARACTERIZACION DE LOS MACIZOS ROCOSOS PARA EL DISEÑO DE LAS VOLADURAS ~ ~ - ~ 1. INTRODUCCION ~ Las propiedades de los macizos rocosos que influyen más directamente en el diseño de las voladuras son: t . - Resistencias dinámicas - Espaciamiento y orientación de las discontinuida- - des. Litologías y potencias nes sedimentarias. . -- Velocidades Propiedades ,- Tipos de relleno y apertura de las discontinuidades. Indices de anisotropía y heterogeneidad de los macizos, etc. ~ - ya que las probetas ensayadas no suelen incluir las discontinuidades y los cambios litológicos del macizo rocoso del que proceden. Para obtener una muestra representativa sería necesario que tuviera unas dimen- , ~ siones diez veces mayores que la distancia media entre discontinuidades. No obstante, constituyen un complemento en la caracterización de los macizos rocosos que se desean fragmentar. En la actualidad, las técnicas de caracterización geomecánica más aplicadas son: . . - Sondeos, ~on recuperación geomecanlcos. . . . . . ~ Perfiles de sísmica de refracción. - Diagrafías geofísicas de sondeos de investigación. - Diagrafías geofísicas - Toma de datos y tratamiento durante la perforación de los barrenos de producción. 2. 0-25 25 - 50 50 - 75 75 - 90 90 - 100 de producción. REALlZACION DE SONDEOS CON RECUPERACION DE TESTIGO V ENSA VOS GEOMECANICOS de testigo y ensayos A partir de los testigos recuperados en los sondeos más exten(Rock auality Designation, se puede aplicar una de las clasificaciones didas, conocida por R.a.D. Deere 1968) que se define como el porcentaje de la longitud de testigo recuperado en trozos mayores de 10 cm respecto de la longitud de sondeo. Tabla 18.1. Además, sobre esos testigos puede realizarse el ensayo geomecánico de Resistencia Bajo Carga Puntual «15»,bien sea en posición diametral o axial, para estimar la Resistencia a la Compresión Simple «RC». RC (MPa) '" 24 . 1, (50) (MPa) Borquez (1981) determina el Factor de Volabilidad «Kv», de la fórmula de Pearce, para el cálculo de la Piedra, a partir del R.a.D. corregido por un Coeficiente de Alteración que tiene en cuenta la Resistencia de las en función de la apertura de éstas y Discontinuidades el tipo de relleno, Fig. 18.1 Y Tabla 18.2. TABLA 18.2 TABLA 18.1 R.a.D. en barrenos de propagación de las ondas. elásticas de las rocas. . directos, La determinación de estos parámetros por métodos o de laboratorio, resulta muy difícil y costosa, . de los sistemas de disconti- - de las rocas. de los estratos en formacio- Estudios estructurales nuidades. CALIDAD DE LA ROCA RESISTENCIA DE LAS DISCONTINUIDADES FACTOR DE CORRECCION Muy mala Mala Media Buena Excelente Alta Media Baja Muy baja 1.0 0.9 0.8 0.7 227 1.6 La compañía Steffen, Robertson and Kirsten Ud. (1985) utiliza para calcular el consumo específico de explosivo, en las voladuras en banco, varios parámetros geomecánicos entre los que se encuentran el R.Q.D., la Resistencia a la Compresión Simple (MPa), los ángulos de Fricción Interna y Rugosidad de las discontinuidades y la Densidad (tlm3). Fig. 18.2. Este procedimiento es de los pocos que tiene en cuenta el efecto del diámetro de los barrenos (mm) o distribución espacial del explosivo sobre el consumo específico de éste en la voladura. 15 lA 13'- y = Q + b In X 12 " .1-" I ~ "'6' 10 'c><?> Q ::; iD 0.9 ~ 08 <t --' . lO (f? ODf;:; 3. W Q 0.7 '" O .... "<t 0.6 CARACTERISTICAS DISCONTINUIDADES DE LOS SISTEMAS Las principales informaciones cuantitativas pueden registrar de las discontinuidades son: le DE que se 05 - QA - 0.3 CALIDAD OF LA ROCA 0.2 00 1 I I 1 1 I I í I 10 20 30 40 50 MUY M"LA 0.1 O MAL" MEDIA BUENA Figura 18.1. = RQD x FACTOR Factor indice DE EXCE- ¡LENTE I I I ,I 60 70 80 90 DESIGNACION DE LA CALIDAD DE LA ROCA EQUIVALENTE RQDE ! - 100 - RQDE (%) - CORRECCION de vo/abilidad de calidad (Kv) en función del - RQOE. Orientación (buzamiento, definido por la dirección de su inclinación y el propio valor de ésta). Espaciamiento (distancia perpendicular entre discontinuidades adyacentes). Persistencia (longitud de los segmentos observables de las discontinuidades). Rugosidad (ondulaciones con relación al plano medio de las discontinuidades). Resistencia de las paredes (a compresión en los bordes de las discontinuidades). Abertura (distancia entre los dos bordes de la discontinuidad). 1200 ./ 1100 / ~ 6, 1000 / o LL 900 Z "" ~ ./ 800 /"./ / ./" o u ¡¡: 700 U w "tG 600 ./" VV .// o :o-> ::J 500 UJ Z o u 400 / / V 300 ./ 200 100 V ./" / /" / / 0,02 0,04 0,06 0,1 0,2 0,4 0,6 0,8 4 I 6 8 10 20 40 60 80 100 200 400 x= DENSIDADx TAN(0+i)xVRc x(DIAMETRO BARRENO/lOd (115-RQDJ/3,3 Figura - Cálculo del Consumo Específico de explosivo en función Relleno(existenciao no de algúnmaterialintercala- - - 18.2. do entre los dos bordes). Percolación (ocurrencia o no de flujo de agua en el interior de la discontinuidad). Número de familias (número de grupos diferentes de discontinuidades con características comunes). Tamaño de bloques (dimensión de los volúmenes rocosos separados por la intersección de las discontinuidades de un macizo). 228 de diversos parámetros geomecánicos del macizo rocoso. Las más importantes, desde el punto de vista del arranque, son el espaciamiento y la orientación. Las principales técnicas de registro de datos hacen uso de «scanlines» (o líneas de muestreo) con el fin de obtener todas esas informaciones. A partir de los datos recogidos en los registros de líneas de muestreo en superficies accesibles es posible obtener representaciones gráficas de gran interés, tales como: - Proyecciones hemisféricas o estereográficas, de igual área (Schmidt-Lambert) o de igual ángulo (Wulff). Rosas de dirección de discontinuidades. Histogramas de frecuencias de tamaños y de espaciamientos de discontinuidades, en su totalidad, o separadas por familias. Por medio de estas representaciones es posible establecer el número de familias de discontinuidades presentes en un macizo rocoso dado, así como los valores medios y las dispersiones de sus propiedades más representativas. Complementariamente a los levantamientos por medio de líneas de muestreo pueden ser efectuados Unos sondeos orientados, con recuperación de testigos y en los que pueden ser aplicadas las técnicas de muestreo integral (Rocha, 1967) o una inspección por medio de cámaras de filmación (Burwell y Nesbitt, 1964). Todas las informaciones sobre la fracturación de los macizos rocosos pueden ser procesadas para obtener la composición de los bloques existentes en un volumen dado del macizo. Para tal propósito, existen diversas técnicas de cálculo informatizadas, tales como: - - - Determinación de los bloques unitarios, a partir del paralelepípedo formado por la intersección de las tres familias principales de discontinuidades, conocidas sus orientaciones dominantes y espaciamientos medios (Attuvell y Farmer, 1976). Cálculo de los volúmenes de los bloques definidos por las intersecciones múltiples de las discontinuidades, creando una curva de distribución granulométrica (Programa COMPART, da Gama, 1986). Estimación de la distribución de los tamaños de los bloques, por medio de representaciones ficas (Villaescusa y Brown, 1991). estereográ- Un indice que suele obtenerse con frecuencia es el conocido por "Volumetric Joint Count, J." que se define por el número total de juntas por metro cúbico, obtenido al sumar las juntas presentes por metro para cada una de las familias existentes. Según la orientación de esas juntas, los bloques conformados in-situ presentarán diferentes geometrías, afectando doblemente a la fragmentación de la voladura y a la dirección de salida más útil de la pega. En la figura 18.3 se estima el volumen aproximado de los bloques a partir del Jv Y de la relación de las tres aristas características de los mismos. ~~~ ul;¡1'3" ,'o ~,-.,. ~",\~11212 r=~, ¡ ~ 100 -s .0 o ~ o ~ e \ ~, 'o o . , - 30 ~ S a 3o I > .~ I ... O.' ! 0,0' .... ... , , "'M<IIOTOTAL .. """"'. Un intento por considerar las discontinuidades estructurales en el sistema de diseño de las pegas es el debido a Ashby (1977), que relaciona la frecuencia de fracturas y la resistencia al cizallamiento de las mismas con el consumo específico de explosivo, Fig. 18.4. ESPECIFICO' OMA A-To. CONSUMO ESPECIFICO o 0.56 (0.;) V~::¡~~~~ONDE .. A0 i . DENS'DAD DE LA ROCA ANGULODE FRlce'ON 'NTERNO ANGULO DE RUGOS'DAD Mi .." M masivos grandes tamaño medio pequeños muy pequeños Para Jv < 4,5 , R.a.D. """ ~'M Estimación del volumen de los bloques in situ. Figura 18.3. 'Po' 2,5 /m' Figura 18.4. = 115 - 3.3 Jv (J . DEL MACIZO La relación entre el índice «Jv" y el «R.a.D." es, de acuerdo con Palsmtrom (1974), la siguiente: R.a.D. LtJ ,-.-. -. 3 I '00 i '0 CARACTERISTICAS > 30 .,". i 'GO (Ko- ANFO/m') -3 - 10 , ;. ,, M"M 1 3 10 '(¡o0, *:;';1;* TABLA 18.3 Bloques Bloques Bloques Bloques Bloques v'~r I ANFO <1 ,.,LV " ~," L CONSUMO Jv W 13,' ~", ~ = 100 FRECUENCIA DE FRACTURACION ( F 'octUnI' I me'nI) Correlación entre la frecuencia de fracturación y el consumo específico de explosivo. 229 Lilly (1986, 1992) ha definido un Indice de Volabilidad "BI» (Blastability Index) que se obtiene como suma de los valores representativos de cinco parámetros geomecánicos. De las numerosas experiencias llevadas a cabo en Australia se ha llegado a la conclusión de que el Factor de Roca del modelo Kuz-Ram de Cunninghan (1983) puede obtenerse multiplicando "BI» por 0,12. BI = 0,5 (RMD + JPS + JPO + SGI + RSI) Este índice se aplicó por primera vez en las minas de hierro de Pilbara, donde existen rocas extremadamente blandas con un valor de BI = 20 Y también rocas masivas muy resistentes con un valor BI = 100, que tienen una densidad de 4 t/m3. En la Tabla 18.4 se indican los factores ción de cada uno de los parámetros. 1. 2. W 0.4 -, U'" 0,3 de pondera- CALlFICACION ~:I! [3~ o :¡; ::> Descripción del Macizo Rocoso (RMD) 1.1. Friable/Poco consolidado 1.2. Diaclasado en bloques 1.3. Totalmente masivo 10 20 50 Espaciamiento entre Planos de Juntas (JPS) 2.1. Pequeño « 0,1 m) 2.2. Intermedio (0,1 a 1 m) 2.3. Grande (> 1 m) 10 20 50 Cf) z o u 1.5 <f i5 a:: w z 1,0 w~ w"" o' ..., a:::¡; o~ 0.5 1U 0,2 0,1 it o. o I de Juntas (JPO) 3.1. Horizontal 3.2. Buzamiento normal al frente 3.3. Dirección normal al frente 3.4. Buzamiento coincidente con el frente I Figura DE VOLABILlDAD 18.5. Cálculo de Consumos Específicos o Factores de Energía a partir del In dice de Volabilidad. Ejemplo: Considérese una pizarra ferruginosa, blanda e intensamente laminada con una disposición horizontal a subhorizontal a la que le corresponde los siguientes valores: 10 20 30 RMD JPS JPO SGI RSI 40 Influencia del peso específico (SGI) SGI = 25.SG 50 (donde SG es el peso específico en t/m3) ló8 50 INDICE 3. Orientación de los Planos 4. 0.5 o o u ¡¡:::: TABLA 18.4 PARAMETROSGEOMECANICOS o U. Z <f = = = = = 15 10 10 10 1 La suma total es igual a 46, por lo que el índice de volabilidad es BI El Ratio de Influencia de la Resistencia "RSI» se esti- =: 23. De la Fig. 18.5 se obtiene un consumo específico de O,1 kg/t. ma a partir de la expresión: RSI = 0,05 . RC donde: RC = Resistencia a la compresión simple (MPa). Los Consumos Específicos de explosivo "CE» o los Factores de Energía "FE» se calculan con la Fig. 18.5 o las expresiones CE (kg ANFO/t) = 0,004 x BI FE (MJ/t) 230 = 0,015 x BI ó Ghose (1988) también propone un sistema de clasificación geomecánica de los macizos rocosos de minas de carbón para el cálculo de los consumos específicos de explosivo en voladuras a cielo abierto. Los cuatro parámetros que se miden se indican en la Tabla 18.5. El valor obtenido se corrige para tener en cuenta las condiciones de realización de la voladura. En la Tabla 18.6 se indican los diferentes valores que se utilizan. A partir de las experiencias llevadas a cabo en 12 minas de carbón a cielo abierto estableció la correlación TABLA 18.5 PARAMETRO 1. RANGO DE VALORES Densidad Ratio 2. 2,0 - 2,3 2,3 - 2,5 >2,5 15 12 6 4 0,4 " 06 0,6 - 2,0 >2,0 20 12 8 2 - 4 4 - 6 >6 0,2 35 Orientación de los planos de discontinuidad Ratio . 0,4 25 <1 Indice de resistencia bajo carga puntual (MPa) Ratio 4. 1,6 - 2,0 20 < 0,2 Espaciamiento entre discontinuidades (m) Ratio 3. 1,3 - 1,6 1 - 2 25 20 15 8 5 Buzando hacia el frente Rumbo con ángulo agudo con respecto al frente Rumbo normal al frente Buzando contra el frente Horizontal 20 15 12 10 6 entre los índices de volabilidad y los consumos específicos de explosivo, siendo el explosivo patrón o de referencia un hidrogel con una velocidad de detonación de 3.800 mis. Broadbent (1974), Heynen y Dimock (1976), que relacionaron el consumo específico de explosivo con la velocidad sísmica de propagación. Fig. 18.6. TABLA 18.6 FACTORES DE AJUSTE 1. Esbeltez Longitud Longitud Longitud del del del del ~ O banco barreno/Piedra> 2 barreno/Piedra < 1,5 barreno/Piedra 1,5-2 O -5 -2 (f) W 0.2 MALA FRAGMENIrAC/ON 0.1 o o 1.000 2.000 VELOCIDAD CONSUMOESPECIFICO DE EXPLOSVO (kg/m') 0,2 0,3 0,5 0,6 0,7 o U lJ.. (3 W o- :::;; => (f) z o u TABLA 18.7 80-85 60-70 50-60 40-50 30.40 o lJ.. '" -5 libre INDICE DE VOLABILlDAD , 0.3 Z <:( Grado de confinamiento Muy confinada Razonablemente 2. VALOR - 0,3 0,5 0,6 0,7 0,8 4. SISMICA DE REFRACCION La.s primeras aplicaciones de la sísmica de refracción al diseño de voladuras fueron llevadas a cabo por Figura 18.6. Como 3.000 SISMICA 4.000 Vs 5.000 (mis) Correlación entre velocidad sismica y consumo especifico de explosivo. puede observarse, conforme aumenta la velo- cidad sismica se requiere una mayor cantidad de energía para una fragmentación satisfactoria. Es ampliamente conocido el criterio de acoplamiento de impedancias (Velocidad de propagación en la roca x densidad de la roca = Velocidad de detonación x densidad del explosivo) en el intento de maximizar la transferencia. de energía del explosivo a la roca. Este método ha tenido gran éxito en diversas explotaciones donde se han llegado a reducir los costes de perforación y voladura hasta un 15%. 231 5. TECNICAS GEOFISICAS INVESTIGACION DE SONDEOS DE DENSIDAD \ \ La realización de sondeos de investigación con o sin recuperación de testigo para proceder a su testificación geofísica tiene los siguientes inconvenientes: GAMMA NATURAL CALIBRE I I \ 1 f, 1 \ '1 1 Tiempo invertido importante y coste elevado. Equipo de perforación y testificación adicional. ROCA DE r ¡ DUREZA MEDIA Por ello, este procedimiento no es usual en las explotaciones, salvo en zonas donde vayan élconstruirse instalaciones importantes: plantas de tratamiento, parques de almacenamiento, etc., o en aquellos casos donde la instrumentación está infrautilizada y puede emplearse con otros fines, como es el de arranque de rocas con explosivos. { f 1, r j ~. "\ 1 ( -{ ~ ~ ¡j r r § f :f ..-r ,! ~ " d i ,f Figura 18.7. Ejemplo de diagraflas obtenidas y distribución de cargas de explosivo en presencia de un nivel de roca dura (Hagan y Gibson). TABLA 18.8 VELOCIDAD 6. TESTIFICACION DE LOS BARRENOS DE PRODUCCION SONICA (mis) < 1.500 Este procedimiento es relativamente simple, rápido y seguro, ya que se estudia la totalidad de la voladura y sólo requiere la inversión en el equipo de testificación. Los avances tecnológicos que se han producido en la fabricación de aparatos de testificación permiten determinar actualmente: - La posición de estratos de material blando, como capas de carbón o intercalaciones de materiales alterados. - Variaciones en la resistencia de las rocas, y El espaciamiento de juntas y planos de disconti- - Ripado fácil. Excavación de estratos sin volar, algo difícil para dragalinas, excavadoras o rotopalas. 2.000 - 2.500 Ripado algo costoso. Voladuras lig&ras (e. g. grandes esquemas, grandes longitudes de retacado, bajos consumos específicos) pueden ser necesarias para las grandes dragalinas, excavadoras o rotopalas. 2.500 - 3.000 Se precisan voladuras > 4.500 de testificación - Velocidad sónica. - Densidad. más usuales Estratos excavables por mototrailIas, grandes dragalinas, excavadoras o rotopalas sin voladuras. 1.500.2000 nuidad. Los métodos CARACTERISTICAS DE LA EXCAVACION son: 7. ligeras. Se precisan voladuras fuertes (e. g. esquemas de perforación cerrados, pequeñas longitudes de retacado, altos consumos específicos). CARACTERIZACION DEL MACIZO DURANTE LA PERFORACION BARRENOS COSO - Radiación - Calibre. natural. Existen en la actualidad aparatos que se han desarrollado para determinar el rendimiento de la perforación. Por ejemplo, el sistema Empasol, fabricado por la empresa francesa Soletanche, el norteamericano G.L.I., etc. En la Fig. 18.7 pueden verse las respuestas obtenidas en una formación con una intercalación dura. Actualmente, hay pocos datos disponibles para correlacionar los valores obtenidos en las diagrafías con las características de la excavación. No obstante, Hagan y Gibson (1983) establecieron, basándose en su experiencia, la clasificación de la Tabla 18.8. 232 RODE La utilización - de estos sistemas Evaluar el rendimiento perforación utilizado. permite: del equipo y método de - Ayudar a la planificación minera. Detectar fallos en la perforadora y el manejo inadecuado de la máquina, y Constituye una herramienta de investigación, tanto en la optimización de la perforación Fig. 18.8, como en la detección de pequeñas variaciones en las propiedades de las rocas. Tr = Par de rotación: Nr = Velocidad de rotación. VP = Velocidad de penetración. b) Indice del grado de alteración lA = 1 + !.. Eo VP VPo donde: E = Empuje sobre la boca de perforación. VP = Velocidad de penetración. Eoy VPo= Valores máximos de E y VP. "70 c) Indice de resistencia del terreno a la perforación IR = Ex~ VP Figura 18.8. Efecto del empuje y la velocidad de rotación sobre el coste de perforación. donde: Este sistema es el más interesante ya que la inversión a realizar es pequeña y permite obtener los datos durante la propia perforación. Los registradores pueden controlar diversas variables entre las que destacamos: - Presión del aire comprimido. - Par de rotación. - Empuje sobre la boca. Velocidad de rotación. - Velocidad instantánea de penetración. Vibraciones en el mástil. - Esfuerzos de retención de la sarta de perforación. Aceleración producida por la energía reflejada por el terreno, y Tiempo de perforación. - Los valores registrados permiten obtener una imagen completa de la respuesta del terreno. Algunos índices que se utilizan en la actualidad son los siguien- tes: " a) Indice de energía de rotación IE=~Nr donde: VP E = Empuje sobre la boca. Nr = Velocidad de rotación. VP = Velocidad de penetración. Los parámetros más interesantes son lavelocidad de penetración y el par de rotación. 'En rocas con alta resistencia a la compresión se obtendrán velocidades de penetración pequeñas y los pares de rotación serán relativamente altos, salvo que exista un espaciamiento de fracturas pequeño en comparación con el diámetro del barreno. Cuando se atraviesa una capa de arena, arcilla, roca muy alterada o fisurada, la velocidad de penetración aumentará y se precisará un par de rotación bajo, siempre que el caudal de aire sea suficiente para evacuar adecuadamente los detritus. El empuje y el par de rotación se combinarán para obtener el rendimiento óptimo. Cuando se realiza la perforación de estratos con resistencias muy variables, se observarán variaciones importantes de la velocidad de penetración. Fig. 18.9. Este tipo de registro reflejará: - La facilidad relativa con que la roca va a.ser fragmentada en la voladura, y La distribución de explosivo correcta para obtener unos resultados óptimos. A continuación, se analizan los campos de aplicación de esta técnica en distintos tipos de yacimientos. 233 - ,,~c~ ~,,~,-,c"'~"'~ Los gases se expandirán deformable, y RETACADO ~ j CARGA ROCA DURA ~¡ ""- rápidamente hacia la zona La caída rápida de la presión del gas en la capa competente provocará una mala fragmentación, escaso esponjamiento y desplazamiento de la pila. ¡ La colocación de un retacado en el nivel blando, evita el descenso brusco de presión y el dispendio subsiguiente de la energía de la explosión. CARGA RETACADO ESTRATO VELOCIDAD DE PENETRACION Figura 18.9. 7.1. Formaciones Yacimientos con resistencias y Reid). variables SLAN ~EXPLOSIVO RETACADO INTERMEDIO DO ----- (Hagan EXPLOSIVO de carbón En los yacimientos de carbón, el recubrimiento Figura 18.11 Localización del techo de la capa de carbón y empleo de retacados intermedios al nivel de una intercalación blanda. está constituido normalmente por estratos que tienen resistencias muy variables y por ello, esta técnica de monitorización tiene un futuro muy esperanzador. Los datos que se obtienen de las diagrafías son: - Los espesores resistencias. de las capas que poseen distintas - La profundidad exacta del techo y muro del carbón. Cuando un estrato competente yace bajo una zona alterada del mismo material o de un sedimento no consolidado, será necesario cargar sólo el tramo inferior por debajo del contacto. Fig. 18.10. 7.2. Yacimientos metálicos En este tipo de explotaciones se pueden dar los siguientes casos: a) Voladuras en el contacto estéril-mineral. En la Fig. 18.12 se ve un tajo de voladura que contiene estéril de resistencia media, mineral alterado y mineral de alta resistencia. FRENTE SEDIMENTOS . . . . . . ESTERIL . . BLANDOS RICOS EN ARCILLAS . . . \\.\ . . . . , . . . \. . . . \ MINERAL . MINERAL . . .J. . DURO . BLANDO / e e e Ile . . Figura18.12. Voladura en un tajo con tres materiales de caracteristicas diferentes (Hagan y Reid). ESTRATO COMPETENTE CAPA Figura 18.10. Distribución de carga en estrato duro con zona de alteración (Hagan y Reid). Donde existe un estrato potente de material blando o muy deformable, por ejemplo arenas, entre otros de roca competente, si se hace una carga continua a lo largo de un barreno: 234 En un caso tan complejo es posible modificar el esquema de perforación, pero ello requeriría un reconocimiento de los contactos previo al replanteo de la voladura. El procedimiento más adecuado consiste en estandarizar el esquema de perforación y modificar la carga de los barrenos de acuerdo con un registro de la velocidad de penetración, tal como se indica en la Fig. 18.13. El empleo de este sistema aporta las siguientes tajas: - Evita un gasto excesivo nes blandas. de explosivo ven- en formacio- ,p f<-O ,<-'" <)0 'Qv «-'<-v 4'v rv«-'<-v 4'v ~""«; <,¿c:>,,«; ~'" <,¿c:>,,<J Q "Q ¡¡ Z ::> "o '" <l. L J ~<)O 'Qv'<- / ~,~ 00«-0 «-,<-v <v«-'<-v / ~~<J Mediante el registro continuo de la perforación se podrán conocer los barrenos que atraviesan bolos y determinar las profundidades de entrada y salida de esos bloques, procediendo a la carga espaciada y selectiva del explosivo. Fig. 18.14. T',-/ CARGA CORRECTA CARGA INCORRECTA " ' , RETACADO :// j MATRIZ BLANDA EXPLOSIVO ./ ------- _Nl"-E!--"'!'?Q- Figura 18.13. Oiagrafla de la velocidad de penetración y distribución de carga en los tipos de roca de la Fig. 18.12 (Hagan y Reid). - Incrementa el rendimiento de la fragmentación por unidad de peso del explosivo. Aumenta el control sobre los efectos perturbadores de las voladuras: vibraciones, onda aérea, proyecciones, sobreexcavaciones e inestabilidad de taludes. - b) Bolos dentro de una matriz blanda. Si se tienen bolos dentro de una matriz blanda de naturaleza plástica como la arcilla, la onda de tensión creada en la voladura tiene una atenuación intensa en esoS materiales. Cuando un barreno atraviesa un bolo y en esa zona no se dispone de explosivo, ese bloque se encontrará después intacto en la pila de escombro,Foto 18.1,yhará que la carga sea difícil y sea preciso realizar voladuras secundarias. Figura 18.14. Fragmentación de bolos dentro de matrices de material plástico (Hagan y Reid). c) Cavernas o coqueras. Las cavernas se producen por disolución de la roca primaria por el agua subterránea o por otros procesos. Algunos materiales de hierro y calizas presentan cavidades de hasta quince metros, con una distribución aleatoria. 'te,pp",""c",,¡ -------------------- \0\ ,_N'!y~L_q¡o:.h.!>~,,-O_- ---EXPLOSIVO Figura 18.15. Sistema de carga en un barreno que intersecta una gran coquera (Hagan y Reid). El registro Foto 18.1. 'Bolo de granitb dentrQ de una matriz arcillosa en Meirama. continuo de perforación, - Localizar los barrenos - Conocer permite: que intersectan las profundidades los huecos. cavidades. de entrad.a y salida de y a continuación proceder a: 235 - 8. Cargar adecuadamente los barrenos que intersectan las cavidades con espaciadores. Cargar los barrenos adyacentes con explosivos de alta potencia para compensar la pérdida de energía que provocan las citadas oquedades. INTENTOS DE CORRELACION DE INDICES DE PERFORACION CON LOS PARAMETROS 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 este sentido, se han desarrollado los siguientes trabajos de investigación: - Praillet (1980). - Leighton (1982) con el índice "R.O.I.» - López Jimeno, E. (1984) con el índice «Ip». donde: Eh = Presión hidráulica de la perforadora. t = Tiempo de perforación del barreno. L = Longitud del barreno. La primera aplicación práctica del "R.O.I.» fue desarrollada por Little (1975), intentando correlacionar los datos de la perforación rotativa con el diseño geotécnico de los taludes finales de las cortas. La investigación llevada a cabo demostró una escasa fiabilidad debido a las técnicas de registro y a la falta de sensibilidad en cambios de litologia muy próximos. Leighton (1982) procedió a una identificación de las rocas existentes en la mina de Afton (Canadá) mediante el «R.O.I.» utilizando una perforadora rotativa S.E. 40-R trabajando a 229 mm (9") de diámetro. A continuación, hizo un estudio de correlación entre el "R.O.I.» y el consumo específico óptimo de explosivo para las voladuras de contorno, obteniendo un coeficiente de correlación r = 0,98. Fig. 18.16, para la siguiente curva ajustada. Ln(CE) - R.O.!. - 25.000 7.200 donde: 8.1. Praillet CE R. Praillet calcula la resistencia a compresión de la roca a partir de la velocidad de penetración, empuje, velocidad de rotación y diámetro. A continuación, mediante una ecuación de tercer grado, determina el valor de la piedra en función de: - Altura de banco. - Densidad de carga del explosivo. = Consumo específico (kilogramos de ANFO/ tonelada). R.O.!. = Indice de Calidad de la Roca (kPa.min/m). =RQI-7.20.0 25.000 Ln CCE.) E "c: E - Velocidad de detonación - Longitud de retacado. - Resistencia - Constante que depende del tipo de máquina de carga empleada: excavadora de cables o dragalina. del explosivo. 8o a la compresión. 7..000 a:: ~ ~ o 01 ..- - EhL t . 5..0.00' 2.26.0 . .o A BUENas . RESULTADas o DIFICULTAD EXCAVAClaN PRaYECClaN EXCESIVA y saBREEXCAVAClaN .0.02 .0..04 .0..06 .0..08 CONSUMO ESPECIFICO-ANFO CKg/t) Figura 18.16. R. 11. --1 ~ U 4.000. w o w S2 3.000' o Z Indice R.a.!. Mathis (1975) propuso un índice "R.O.I.» (Rock Ouality Index): o --' :5 6.0.0.0 e w a:: o La ventaja de este sistema es que calcula el esquema de perforación en función de variables conocidas de antemano, salvo la resistencia a compresión que debe ser estimada de datos previos. Por el contrario, el inconveniente es que dado que la resistencia a compresión es determinada a partir de los parámetros de perforación, el esquema se establece después de haber perforado algunos barrenos, por lo que el método sólo es válido en formaciones muy homogéneas. 8.2. o/ o 8.000 O:.:: Correlación entre el «R.Q.I.» y el consumo específico (Leighton). que denominó Pero la utilización tes limitaciones: - del «R.O.I.» presenta Se emplea la presión hidráulica ~0 las siguien- de la máquina, por 236 4 ~ ~ lo que los datos utilizados modelo de perforadora. ~ ~ - dependen del tipo y En el cálculo de este índice hay que tener en cuenta que: No interviene el diámetro de perforación. No se tiene en cuenta la velocidad de rotación. - El tipo de tricono empleado sea el más adecuado la formación rocosa que se pretende perforar. De esta forma, los resultados obtenidos en la mina Afton sólo son utilizables en aquellas explotaciones donde: - Se disponga del caudal de aire de barrido suficiente para la evacuación correcta de los detritus de perforación. Se eliminen en su determinación los tiempos muertos de: posicionamiento de la perforadora, cambios de barras, etc. Es decir tomar la velocidad neta de penetración. .- Se disponga de una perforadora - modelo S.E. 40-R, y .- Se perforen barrenos de 229 mm. Indice de perforación Ip ~ ~ ~ 8.3. LópezJimeno,E. (1984),teniendoen cuenta las limitaciones del «R.Q.!.» propuso un índice de caracterización de las rocas en el que se combinan los siguientes parámetros de perforación: VP = Velocidad de penetración (m/h). E Nr ~ O = Empuje sobre el tricono (miles de libras). = Velocidad de rotación (r/min). = Diámetro de perforación (pulgadas). El índice responde a la expresión: Para la recopilación de todos los datos se. podrá utilizar un modelo de parte como el que se indica en la Fig. 18.17. Como la velocidad de penetración depende de las resistencias a compresión, tracción y cizallamiento, el índice «Ip», que es directamente proporcional a «VP», contendrá implícitamente tales características geomecánicas, pudiéndose correlacionar con el consumo específico o factor de energía del explosivo empleado en las voladuras en las que se obtiene una fragmentación adecuada. Fig. 18.18. El análisis estadístico de regresión de los datos de numerosas minas, ha permitido establecer la siguiente ecuación: VP Ip = E x Nr 02 CE (kg ANFO/m3) = 1,124 x e-O.5~2~ Ip (r = 0,92) PARTEDIARIO DE PERFORACION --J w > Z . .. '" 0<1. w<>' If)W d W 0° :'i «o z> PAROS Tiempo traslado o .. :g z "W WW ;:¡zo DE.. ..A ::> o'"'" 9;> o .. 1-" '" '" W zm '" Tiempo falta E .,; 2 '3 operación de trabajo .. PAROS Hora exacta arranque reparaciones Tiempo espera Tiempo Tiempo trasLado maquinista Tiempo Tiempo cambio adaptador Otras <[2- W 00 - 1.Ji6. RELEVO' z 0° ..!'! ;: ".. '" .. " WW PERFORABllIOAD o¡¡; Hv .Z'" W MECANICOS Tiempo máquina Tiempo limpieza o 99E 5 uuá. '3¡:! D' :g W", PST "'° D.U >.. >'" ul-'-2 ".. o"'E ,," W'" _w .J2- f-':'-o'" ..o OPERACION Tiempo cambio tricDno FECHA: DIAMETRO'- M AQUINA: w a os SERVACIONES 8 M O MD ESPECIFICACIONES AVERIAS: de la máquona ---'----- mecánicos engrase traslado causas m e canica de paro FIRMA MAQUINISTA. JADAS HORAS TOTALES PARO Figura 18.17. Parte de perforación. 237 4 a. ...... z Q <.)3 « a:: O lJ.. a:: '. g: 2 W O W <.) ¡SI Z 0,1 0,2 oA 0,3 Figura 18.18. Correlación 0;5 0;6 0;7 0;8 0;9 i CONSUMO ESPECIFICO-ANFO (Kg/m') entre el índice «Ip" y el consumo específico La gama de rocas chequeada oscila entre las muy blandas, como el recubrimiento superficial de Puertollano, hasta las muy duras, como el pórfido cuprífero de Palabora. Hay que señalar que la toma de datos fundamental se realizó en la explotación de Meirama con esquistos y granitos con grados de alteración muy variables. 1;1 (L. Jimeno). CONSUMO ENERGETICO ~ TIPOS ~X"hOSIVO-" o PROPIEDADES o SELECCION La expresión anterior que liga el consumo específico con el índice de perforación «Ip», constituye una herramienta muy eficaz en el diseño y cálculo de las voladuras ya que permite: - Determinar el 18.19 y 18.20. esquema de perforación. OPCION ? Figs. I~ I~ - Calcular la carga óptima de un barreno perforado según un esquema establecido. Figs. 18.19 y 18.21. Y - Crear un modelo de optimización banco. Fig. 18.22. de voladuras DE CARGA I ALTURA DE BANCO (HI olAMETRO DEL !~ESQUEMA BARRENO DE LA ROCA I~ ALTURA DE BANCO (HI (011 NOMINAL (B, SI I~PRoPIEDAoES I ~ DIAMETRO DEL BARRENO (DI I I I RETACAoO (TI y SOBREPERFORACION (JI en CARGA POR BARRENO Qe, I Otras posibles aplicaciones del índice Ip son: - Caracterización corta. geotécnica de los materiales de la - Diseño de taludes - Determinación del diámetro de perforación y características de la perforadora en función de: .. . Producción Resistencia de corta. Cálculo de rendimientos . ESCRITURA , DE RESULTADO~ Figura 18.19. Cálculo de esquemas de perforación y cargas de explosivos a partir del Ip (L. Jimeno). a) requerida, y de la roca. Como método de cálculo del esquema de voladura, tiene en cuenta los siguientes datos: y costes de molienda. Las ventajas que reporta la utilización del índice de perforación «lp» en un modelo de cálculo de voladuras son las siguientes: 238 I Geométricos - Altura de banco. - Diámetro de perforación. IIIIIIWIIIliIIIUIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIUlIIIIIlliIm¡¡¡;;¡;jF"""=,,,," ~ t ------------ ~ PROGRAMA CALCULO , -,.-- "-""--' ., - --- ,--- ,-,--- ,.-. DISVOL DE ESQUEMA ------------------ t - -- -.. --- PROGR~,MA CALCULO .m, , JD J[ ~~VDLCARGAS DE ,..----"'- ,,~~ 0='" ,,== ==, ,=,= ==, -~=, =,= ==== ===,= = DATOS DATO:" t ----311.00 15.00 0.35 DIAMETRO DE PERFORACIoN ALTURA DE BANCO _INDICE DE PERFORACION EXF'LOSIVOS DENSIDAD DE CARGA (G/CC) ~ VELOC. DETONACJON ,DIAMETRO DE CARGA - , = (11/5) (11. M) DE PERFORACIoN = RETACADO SUPERIOR RETACADO INTERMEDIO= = LONG. LONG. LONG. SOBREPERFORACIoN ~ L ONG. , LONG. LONG. , CARGA CARGA CARGA INFERIOR INFERIOR SUPERIOR CARGA INFERIOR E-1 E-2 E-2 (2) 0.80 4000 311.00 (M) (M) (M) (m 2.48 7.22 ,::,00 (1) (M) (1) = 255.15 439.07 0.00 694.22 E-1 ~ F'IEDRA ESF'AC . Figura ~ ~ ~ ~ ~ 844.02 VOLUMEN POR BARRENO RENDIMIENTO PERFoRACIoN CONSUMO ~ 6.99 8.04 1 AM 1 ENTO . ~ F'e:I':1Uhi',C me: r~L_Tlm?\ DE Brd'KTr Il'mICE DE 2:2';>.00 1 CII'I (1) ¡C-IEDW', ESF(,C 1 1\1"1¡ ¡:X',ITU :30f;f,[f'e:l~i-I.JHi",C ] ¡::XF'CCJ::;1 DENSIDAD DE CARGA VELOC. DETONACION (G/CC) DIAMETRODE CARGA (M.M) 1'1" 1'1. 15.00 3.00 B.. "jO 9. :50 l. BO F'ET':I'UI':,"ii::IUI\1 1. 35 4700 311.00 17.48 7.7'7 0.00 :Z.4L'J = ~ CARGA INFERIOR E-2 CARGA SUPERIOR E-2 C A R G A T o TAL . D1 r~11e:TFdJ M M. ~1. 1'1. 1'1.. (2) (1) 0.80 1" ~X' 4500 4000 (M/S) 22'7. 229.00 00 ~~:~==:'~:: ~ LONGITUD , 1'1.1'1 ESPECIFICO 18.20. 86.89 (ANFO)= Cálculo del esquema partir - Sobreperforación, metro. - Retacado, O. 'í] (f::G) (I<G) (KG) WG) (1) (1) (MC) (MC/M) (f<e,/MC) de la voladura a ,, LONG. L.UNG. CARGA CARGA CARGA CAI':13A e 11 h INFERIOH INFERIOR SUF'[f': 1 e¡¡." G (:\ 1 U VULUMEN POh RENDIMIENTU CONSUMO Figura 18,21. E-2 ,',,3. 16 17¡;;. ~¡6 0.00 2,":1.'7:::: U:Ti) ~ (I<U) (I«i) 1211.~::5 BARRENO PERFOHACION «(rI\IFD) (I<e;) 7:~. "', (I"IC) O';> 0.20 (J"ICI~I) (VU/~1C) Cálculo de las cargas de explosivo para un esquema prefijado. representativas en la etapa de a una zona sin " Mediante la interpolación a partir de datos recogidos en una explotación en marcha, b) Es el único sistema de cálculo que permite determinar la carga de explosivo por barreno, cuando las características de la roca son diferentes a las supuestas cuando se efectuó la perforación. Es un primer paso para la optimización de los consumos y selección de los agentes explosivos más adecuados para el trabajo a realizar. c) Es un método fiable, ya que está basado en un análisis estadístico de una muestra amplia en el que se ha obtenido para la curva ajustada un coeficiente de correlación próximo a la unidad, sobre un colectivo muy variado de rocas y explotaciones. d) Combinado con un sistema de registro continuo de la perforación y un microprocesador se puede ampliar la gama de posibilidades de utilización, como se ha indicado anteriormente. Explosivo Mediante los valores suministrados por los fabricantes de triconos a partir de (m (1"1) (1-1) E-2 proyecto o de ampliación datos previos. Propiedades de la roca y del macizo rocoso - 1.07 ':;.,'1-1 1)..00 E-J E-2 F-:::' 1 H i.. muestras - La determinación del consumo específico referido a un explosivo base como el ANFO, permite una mejor aplicación y aprovechamiento de esas sustancias, pudiendo expresarse en kg/m3 o en cal/m3. El cálculo del esquema de la voladura a partir de la información recogida de la perforadora puede hacerse: 10. :,,(, 0.00 e 1 ESPECIF] del diá- importante y el que lo del resto de las fórmulas sólo consideran alguna roca, INFEHIOR (1'1) (1"1) (11) 1",.130 ION IOH ~ 11'1"1'1 ,1-:1"le:DIIJ'"' CARGA INFEh LONG. CARGA SUPERI en función de «Ip». Este es el punto más diferencia como método clásicas existentes que propiedad pu ntual de la , L.UNGITUD DE LONG. hETACADO LIJr'jG. RETACféDU del «/p'" fijada en función {,,[)U~,i [":E~,iUL.T 239 EQUIPO DE PERFORACION SELEWONADO ~"'""" ",m,," """." """'lO"' "'"". "OO,"~.,,"""'""""" 'AA",","""-""""""""""'""""'""'"'"'" CQNSUMO DE LA ENERGEnDO VOLADURA ESQUEMA DE PERFORACION y TECNlCA O€ VOLADURA SIMULACION DE LA FRAGMENTACION (MODELO) '""~""'~'"~ ",,"' ~.~, "'"' """AA' ~ EVALUACION EN CAMPO DE LA FRAGMENTACION ~ ""'" '"".~ \(~ ~"'"'-"'"'""""AA'~""' NO Situación Figura 18.23. en la perforadora. La unidad móvil sobre la máquina está constituida por los captado res, la CPU y el transmisor-receptor de radio. Parte de la información obtenida es mostrada por el display durante la perforación, para ayudar al operador. Los datos que aparecen son: - Profundidad actual del barreno (m) - Velocidad de penetración (m/s) NO Distancia del tricono al fondo del barreno - Figura 18.22. de los sensores Estructura del modelo de optimización de costes (L. Jimeno). ,-----------I I I , ",".' I 9. SISTEMA DE GESTION DE DATOS DE PERFORACION EN TIEMPO REAL .,~,.~ / Recientemente, en la mina de carbón de Encasur en Puertollano se ha puesto a punto un sistema de registro de datos de operación en tiempo real de una perforadora rotativa. ,-- . = ~ ~:::.~'ir' D 4.""", ~~"~~"~,, ~------------- El conjunto de variables controladas es: - Variables todo/nada: Motor de la perforada en marcha SI/NO . Torre abajo SI/NO . Aire en barreno SI/NO . Empuje en barreno SI/NO - Variables analógicas: . Desplazamiento de la máquina Desplazamiento de la cabeza de perforación Velocidad de rotación . .. . Par de rotación . Fuerza de empuje Para la obtención de las variables anteriores de forma automática se han dispuesto sobre la perforadora los sensores que se indican en la Fig. 18.23. La configuración final del sistema de gestión se muestra en el diagrama de bloques de la Fig. 18.24. La estación central está constituida por un microordenador que dispone de monitor en color, teclado expandido e impresora, que dispone además de un interfaz para la comunicación con el radioenlace. 240 ~ "",,".-' n--n_. , - -- ~/,7 'STA"D< "",RAl . ",,~o ~ '--l'--l.'~~' ~[ a I : ! 1 :"'"'""'"' ;:.;~d,': m ~';-' L- - ~~""' """.0 - - - - ~' .~~ - -- - - ~,~,~,"I " ,,-,," ,,';;,--, '" O",,"AS Figura 18.24. Diagrama de bloques del sistema de monitorización y control de la perforación. Con la información recibida en la estación central se elaboran diversos informes: lista de paradas, partes de relevo semanales o mensuales, etc. Además se obtienen gráficos analógicos de los barrenos en los que se representan los sigui~ntes parámetros: - Velocidad de rotación - Par de rotación - Fuerza de empuje - Velocidad de penetración - Energía específica de empuje y de rotación - Energía específica total Toda la información queda recogida en el disco duro del microordenador, pudiendo aprovecharse posteriormente para el diseño de las voladuras, una vez caracterizados los materiales rocosos perforados. I I BIBLlOGRAFIA - - - - - - BROADBENT,C. D.: "Predictable Blasting with in Situ Seismic Survey's». Mining Engineering. April 1974. BORQUEZ, G. V.: "Estimating Drilling and Blasting Cost-An Analysis and Prediction Model». EMJ. January 1981. GAMA, C. D.: "Aplicayoes de Mecanica de Rochas a Engenharia de Minas». Relato Geral do Tem 3. II Simpósio Sul-Americano de Mecanica de Rochas. Vol. 1.Porto Alegre, Brasil. 1986. GAMA, C. D.: "Análise da Compsiyao Volumétrica de Macicos Rochosos Compartimentados». Revista Solos e Rochas, vol. 14, Sao Paulo. 1986. GAMA, C. D. y LOPEZ JIMENO, C.: «Rock Fragmentation Control lor Blasting Cost Minimization and Environmental Impact Abatement». FRAGBLAST 4, Viena. 1993. GARCIA SIÑERIZ, J. L. Y COLOMO, M.: «Sistema de Gestión de Datos en Tiempo Real de la Operación de Máquinas Móviles en Minería a Cielo Abierto». Canteras y Explotaciones. Octubre, 1989. GHOSE, A. K. : «Design 01 Drilling and Blasting Subsystems-A Rock Mass Classilication Approach». Mine Planning and Equipment Selection. Balkema. 1988. HAGAN, T. N., and REID, U. W.: «Perlormance Monitoring 01 Production Efficiency». Second International Surlace Mining and Quarrying Symposium. Bristol, 1983. HAGAN, T. N., and GIBSON, 1. M.: "Using Geophysical Logs in Highwall Blast Design». Bulletin 01the International Association 01 Engineering Geology. París, 1983. LEIGHTON, J. C.: "Development of a Correlation Between Rotary Drill Performance and Controlled Powder Factor». CIM. Bulletin. August 1982. - - - - - - LlLL Y, P. A.: "An Empirical Method 01 Assessing Rock Mass Blastability». Julius Kruttschnitt Mineral Research Center, 1986. LlLL Y, P. A.: «The Use 01 the Blastability Index in the Design 01 Blasts lor Open Pit Mines». Western Australian Conl. on Mining Geomech. 1992. LOPEZ JIMENO, E.: «Caracterización del Macizo Rocoso en Relación con el Diseño de Voladuras». Canteras y Explotaciones. Abri I 1985. "Implantación de un Método de Cálculo y Diseño de Voladuras en Banco». Tesis doctoral. E.T.S. de Ingenieros de Minas. Madrid, 1986. LOPEZJIMENO, E., and MUÑIZ, E.: «A New Method lorthe Design 01 Bench Blasting». Second International Symposium on Rock Fragmentation by Blasting. Colorado, 1987. MÜFTÜOGLU, Y. V. et al.: «Correlation 01 Power Factor with Physical Rock Properties and Rotary Drill Perlormance in Turkish Surlace Coal Mines». 7th. International Congress on Rock Mechanics, Aachen. 1991. PFISTER, D., et HAMELlN, P.: «Digital Recording Iling Parameters». Soletanche Enterprise, 1984. PHILLlPS, F. C.: «The Use 01Stereographic Projections in Structural - 01 Dri- Geology». Edward Arnold, Londres. 1971. PRAILLET, R.: "A New Approach to Blastíng». Drilltech Inc. - ROCHA, M.: «A Method 01 Integral Sampling 01 Rock Masses». Rock Mechanics, vol. 3, núm. 1. 1967. VILLAESCUSA, E. y BROWN, E. T.: «Stereological Estimations 01 in Situ Block Size Distributions». 7th. International Congress on Rock Mechanics, Aachen. 1991. 241
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