Factor De Potencia

Módulo 3: 7 DISEÑO EXPLOSIVO La sección cubrirá los aspectos básicos del diseño de la explosión en términos de geometría, explosivos, geología, secuenciación e iniciación. Tenga en cuenta que estas son la teoría clave, herramientas y técnicas utilizadas para la mayoría de las aplicaciones de voladura. Las aplicaciones más exclusivas de la voladura serán cubiertas en el módulo siguiente, junto con el diseño subterráneo de la explosión. Conceptos básicos de DISEÑO DE UN EXPLOSIVO Blast es un método semi-empírico sistemático que consiste en equilibrar las evaluaciones numéricas y cualitativas de las propiedades de las rocas, los explosivos y los productos deseados. Aproximación del sistema El primer paso en el proceso de diseño es determinar el objetivo o propósito del diseño previsto. Desde una perspectiva histórica, se ha visto que 7 Estas notas fueron reunidas directamente de las siguientes referencias: x De las notas del curso del Dr. Paul Lever 415 Hartman, Howard L. Ed. Minería PyME Manual de Ingeniería. 2ª ed. 1992 x Hartman, Howard L. y Jan M. Mutmansky, Introductory Mining Engineering, 2a ed. Nueva York: John Wiley & Sons. 2002, 570p. X Atlas Copco, The Raise Boring Manual 2ª ed. X Stefanko, Robert. Teoría y práctica de la tecnología de minería del carbón. Littleton CO.:Sociedad de Ingenieros Mineros. 1983 x McKercher, R.M., Ed. Potash Tecnología: Minería, Procesamiento, Mantenimiento, Transporte, Salud y Seguridad Ocupacional, Medio Ambiente. Pérgamo Prensa: Toronto. 1983 x Minería-Tecnología.com, búsqueda: minería continua x Bell, F. G. ed. Ingeniería en Masas de Roca. ButterworthHeinemann: Londres. 1992. ISBN: 0 7506 1063 8 x Caterpillar Performance Handbook, 28ª edición. X 2001 Notas de clase, de Bob Cummings X 1997 Notas de clase, de Sean Dessuresult Notas sobre el curso de minería de s uperficie para el Departamento de Minería y Minería de UBC.Wirtgen America Inc. Manual de minería de superficie. Edición 2002 x Hartman, Howard L. Ed. SME Manual de Ingeniería de Minería. 2ª ed. 1992 x Kennedy, B.A. Editor. Suface Mining 2ª Edición. PYME: Prensa de la ciudad portuaria, ML. 1990. X Persson, Per-Anders, Holmberg, Roger y Lee, Jaimin. Ingeniería de explosiones y rocas. CRC Press: Nueva York. 2000. 534 p.

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Perforación y voladura ha sido un proceso por el cual la mina ha asumido la responsabilidad total. Su objetivo principal era entregar a la fábrica el producto menos costoso. Esto a menudo limita el diseño de la explosión para permitir la carga y el transporte eficientes del material desde el tablero hasta el circuito de trituración. Sin embargo, el enfoque más reciente del "diseño de sistemas" por el cual el alcance cambia de simplemente la mina al sistema general de minas, un diseño óptimo para simplemente la mina probablemente cambiará cuando se incluya la planta.

Enfoque de sistemas En la visualización del sistema, las variables sobre las cuales un ingeniero debe optimizar basándose en el costo total más bajo pueden verse en la Figura 3-2. Por ejemplo, como se puede ver, los ambientes interno y externo especifican una minimización del

daño de la pared, flyrock, ruido y otros aspectos perjudiciales del trabajo con explosivos. Estos aspectos del diseño se facilitan en que a menudo son especificados por la ley. El entorno interno también es menos limitante como el daño de roca a las paredes que no son permanentes tampoco son dominar el diseño. Otras restricciones que no se muestran son las limitaciones que plantea el diseño de pozos, sala de operaciones limitada, tamaños de banco, equipos, etc. Se debe tener en cuenta la fragmentación adecuada para optimizar los procesos de carga y acarreo, trituración y molienda. Todos estos factores deben ser equilibrados con el costo.

Figura 3-2: Limitaciones y metas en cascada La Figura 3-3 muestra las numerosas variables controlables que se pueden manipular para lograr el diseño óptimo. Las variables incontrolables y los requisitos de producción deben tenerse en cuenta en el diseño. Este enfoque de diseño supone que la optimización se debe tomar en la fase de voladura, sin embargo, debe observarse que los cambios en los procesos de aguas abajo puede reducir parte del costo de la corriente arriba donde un costoso aspecto del diseño puede ser eliminado.

Figura 3-3: Variables de entrada controlables e incontrolables y metas de producción. Curvas de fragmentación idealizadas Hace unos 30 años, MacKenzie presentó sus clásicas curvas conceptuales mostrando la dependencia de costos de las diferentes operaciones de la unidad minera sobre el grado de fragmentación. Se presentan en su forma original en ¡Error! No se encontró fuente de referencia. A la Figura 3-8. Como se puede ver algunos de los costos disminuyen con el aumento de la fragmentación, mientras que otros aumentan. Al agregar las curvas juntas se obtiene la curva de costo total versus curva de grado-offragmentación presentada en la Figura 3-8. Tiene la forma de una silla de montar que indica que hay un cierto grado de fragmentación para el cual el coste total es un mínimo. En el

caso particular mostrado, la base del sillín es bastante amplia, lo que sugiere que los costes generales cambian poco en un amplio intervalo de fragmentación. Antes de discutir el desarrollo y la aplicación de estas curvas es importante entender la lógica detrás de ellas. Comenzando con las curvas de carga, de acarreo y de trituración, la lógica, tal como fue presentada por MacKenzie, es la siguiente:

Figura 3-4: Curva de coste de carga Cargando Un aumento en el grado de fragmentación dará a la pala una mayor tasa de productividad. A los costos de operación estándar por hora (para todos los propósitos prácticos, independientemente de la tasa de producción) esto dará como resultado costos menores por tonelada o yarda cúbica movida. El efecto del desgaste también disminuirá, dando un menor costo de operación por hora.

Figura 3-5: Curva de coste de transporte Transportación Bajo condiciones similares de transporte, elevación, tamaño y tipo de camiones y carreteras, la producción de camiones por hora aumentará con mayor grado de fragmentación debido a velocidades de carga de pala más rápidas y una disminución en el puente (y por lo tanto el tiempo de espera) en la trituradora. Habrá una consiguiente disminución en el tiempo de ciclo. Con un costo de operación estándar por hora, este aumento en la velocidad o productividad del camión resultará en menores costos de operación de la unidad.

Figura 3-6: Curva de coste de aplastamiento Aplastante Un aumento en el grado de fragmentación da menores costos de aplastamiento a medida que más material pasa a través de un

tamaño menor. Los costos del revestimiento, la reparación y el mantenimiento y el tiempo de puenteo disminuirán y la velocidad de trituración por hora aumentará. Como se indica, el menor tiempo de puenteado también reduce el tiempo de retraso del camión en la trituradora, lo que a su vez da una mayor productividad en camiones y palas. Cualquier aumento en el grado de fragmentación significa menos trabajo para la trituradora. El tiempo de conexión en% es un indicador, junto con la velocidad de carga de pala de este grado de fragmentación. Estos han sido los más fáciles de explicar ya que los costos unitarios siempre disminuyen con el aumento de la fragmentación. Lo mismo no es cierto para los costos de perforación y voladura. Hay muchas combinaciones posibles que pueden ocurrir dependiendo del diseño particular.

Figura 3-7: Curvas de coste de perforación y de voladura Perforación y Chorro Para un determinado tipo de roca, estructura geológica y secuencia de disparo, se puede lograr un aumento en el grado de fragmentación mediante: 1. Aumentar la cantidad consumida de un explosivo dado 2. Cambiando a un explosivo que tiene un mayor contenido de energía por unidad de volumen de agujero (mayor densidad de contenido de energía) 3. Combinaciones de ambos. Para el caso de voladura (1), el costo de perforación asociado aumentaría si la cantidad de explosivo se incrementara perforando simplemente los mismos diámetros, pero con un patrón más ajustado. Por lo tanto, habría más orificios requeridos para hacer estallar un volumen dado. Si se sustituyeran los orificios de diámetro mayor y el volumen del orificio aumentado (cantidad explosiva) lograda de esta manera, entonces la tasa de aumento o disminución dependería del costo comparativo de perforación por pie del orificio. Para el caso (2), suponiendo que se utilice el mismo diámetro y patrón de agujero, los costes de perforación permanecerían constantes independientemente de la fragmentación. Para el caso (3.) el costo de perforación podría: permanecer constante, aumentar o disminuir dependiendo de la situación. Si se desea la misma fragmentación y se sustituye el

explosivo más enérgico por el que se está utilizando actualmente, el coste de perforación de la unidad podría disminuir debido a la posibilidad de aumentar la separación de agujeros (extendiendo el patrón). En su presentación original MacKenzie ha explicado la dependencia de la perforación de la siguiente manera: En términos generales, para un tipo determinado de perforación y de explosivo, el coste por yarda cúbica o tonelada se mantendrá constante o aumentará con el grado de fragmentación. Si se sustituyen los explosivos de mayor energía, el costo de perforación por yarda disminuirá. La tasa de aumento o disminución o disminución dependerá del costo de perforación por pie. Por lo tanto, sumando todas las curvas de coste juntas, se puede suponer que la fragmentación óptima global es la sección inferior del sillín.

Figura 3-8: Curva de costo total. Directrices preliminares para el diseño de la explosión Las directrices preliminares para el diseño de la explosión se tomaron directamente de la Hustrulid (1999), que a su vez fueron tomadas directamente de Ash (1967). Estas directrices preliminares proporcionan el razonamiento (pruebas) para las cinco relaciones clave para el diseño de explosión. Las lecturas prescritas en las lecturas adicionales proporcionan teoría y ecuaciones adicionales. La Figura 3-9 muestra la nomenclatura básica para las variables clave discutidas aquí. Tenga en cuenta que las directrices básicas que se muestran aquí se aplican a las minas de superficie. Sin embargo, las mismas variables clave son también aplicables a las explosiones de minas subterráneas, como se verá en los módulos futuros.

Figura 3-9: Vista isométrica que muestra la nomenclatura

Las variables clave para el diseño de explosiones incluyen:  Carga perforada (B) - se define como la distancia entre las filas individuales de agujeros. También se utiliza para describir la distancia desde la primera fila de agujeros a la cara libre. Cuando la cara del banco no es vertical, la carga en esta fila delantera de agujeros varía de cresta a dedo del pie.  Espaciamiento (S) - es la distancia entre los agujeros en cualquier fila dada. x Suelo (J) - Generalmente los agujeros se perforan por debajo del grado final deseado. Esta distancia se conoce como la perforación de la subricultura o simplemente el sub-taladro  Retención (T) - Una cierta longitud del orificio cerca del collar se deja sin carga. Esto se denominará longitud de tallo (T), independientemente de que esté o no cargada o llena de esquejes de perforación / roca triturada.  Altura del banco (H) - es la altura vertical desde el dedo del pie hasta la cresta. x Longitud perforada (L) - es igual a la altura del banco más el sub-taladro. x longitud de la columna explosiva (L e) - es igual a la longitud del agujero menos la derivada. Esta columna se puede dividir en secciones (cubiertas) que contienen explosivos de varias resistencias separadas por longitudes de materiales de tallado. A veces, la resistencia a la explosión varía a lo largo del agujero, es decir, una carga de fondo de mayor resistencia con una carga de columna de menor resistencia. Como se verá en la siguiente sección, las diferentes dimensiones involucradas en un diseño de explosión no son arbitrarias sino que están estrechamente relacionadas entre sí. La selección de uno, por ejemplo el diámetro del agujero, se fija dentro de límites bastante estrictos, muchos de los otros. Relación entre el espacio y la carga Como puede verse en la figura 3-10, la separación de agujeros (S) y la carga (B) pueden relacionarse directamente a través de la siguiente relación: SKSB Donde K s es una distancia relativa constante a la carga.

Figura 3-10: Vista en planta del banco que muestra la primera fila.

Relación carga / diámetro del orificio Observe la Figura 3-10, donde se muestra que para una carga y espaciamiento en particular, se espera que cada diámetro de agujero rompa un volumen particular de roca. El volumen de roca que debe ser roto por UNIDAD de longitud de agujero es: V R =B x S x 1 Se requiere una cantidad particular de energía (E V) para romper el volumen de una unidad de roca. La energía total para una unidad de longitud de agujero es por lo tanto ER = V R x E V B x S x E V sin embargo, puesto S =K S B E R = K S B2 E V Desde K S y E V son constantes, la cantidad requerida de energía explosiva es directamente proporcional a B 2. ERαB2 La cantidad de energía explosiva disponible se determina por el volumen explosivo que se puede cargar en esa unidad de longitud de pozo: 𝜋 2 𝐷𝑒 4 Donde D e es de diámetro explosivo y E e es la fuerza mayor explosivo (fuerza por unidad de volumen). Por lo tanto, el explosivo disponible se determina usando: 𝑉𝑒 =

𝜋 𝐸𝐴 𝐷𝑒 2 𝐸 𝑒 4 Desde E e es una constante relacionada con el tipo de explosivo, la D e puede ser visto como directamente proporcional a E una E α D2 E Si el uso de explosivos envasados, como a veces es el caso en los perímetros de pozo donde se emplean técnicas de voladura perímetro, el diámetro de carga (D e) puede ser menor que el diámetro (D) del agujero. Sin embargo, cuando se utilizan agentes de granallado, todo el área de la sección transversal del orificio se llena de explosivo. Por lo tanto diámetro de orificio (D) es igual al diámetro explosivo (D e). Esto haría que los explosivos disponibles también directamente proporcional al diámetro del agujero: EAαD2 Además, esto también requeriría que los explosivos requeridos y los explosivos disponibles fueran iguales ya que los explosivos adicionales no pueden ser añadidos más allá del diámetro del agujero.

E A α ER Sin embargo, recuerde que: E R α B 2, por tanto, D 2 α B 2, por tanto, D α B por lo tanto, el diámetro se puede determinar a partir de una constante de proporcionalidad K B, en relación con el diámetro del agujero: B= K B D Por lo tanto, a medida que aumenta la carga, el diámetro también debe aumentar proporcionalmente, como se ve en la

Figura 3-11: Efecto del diámetro del orificio en la carga Subdrill a la relación de carga La región del dedo del pie es un volumen muy confinado. Por lo tanto, se debe aplicar energía extra explosiva para asegurar una fragmentación adecuada. Esta potencia extra explosiva se proporciona generalmente extendiendo el agujero de perforación por debajo de la elevación del dedo y llenando la llamada longitud de subcuerpo J con explosivo. Hay varias razones diferentes usadas para seleccionar la longitud apropiada. Aquí se presentará una explicación basada en la explosiva distancia de carrera. Los resultados son esencialmente los mismos con todas las técnicas.

Figura 3-12: Confinamiento del dedo del pie Existe una cierta distancia (denominada distancia de carrera) característica del sistema de iniciación / explosivo que la onda de choque debe alejarse del punto de iniciación antes de que se alcancen las condiciones de estado estacionario en la columna explosiva. Para romper el dedo confinado, la presión del pozo debe ser lo más alta posible. Como se ve en las clases anteriores,

la explosión (pared del pozo) de presión (P e) es proporcional al cuadrado de la velocidad de detonación: P e α VOD 2 La elevación en el agujero al que se alcanza la velocidad de estado estacionario no debe ser más alta que la elevación del dedo del pie del banco. Para ser conservador se supondrá que la distancia mínima de carrera es 6D.

Figura 3-13: Distancia de progreso para lograr la VOD de estado estable. Además, la imprimación rara vez se coloca directamente en la parte inferior del agujero debido a la presencia de esquejes y agua. Un desplazamiento normal es del orden de 2D. Por lo tanto, la distancia desde el extremo perforado del agujero a la elevación del dedo del pie (la distancia J del subbordo) debe ser: J ≈ 8 D, por lo tanto desde D α B J α B resultante en una relación de proporcionalidad J= K J B Arrastrarse a la relación de carga Cerca del collar del agujero, el aumento del explosivo debe ser controlado de modo que la posibilidad de romperse hacia arriba hacia la superficie libre horizontal debe ser "tan difícil" o más difícil que romper, como se desee, hacia la cara libre vertical. Esto puede verse conceptualmente, mediante la colocación de una carga esférica que tiene la misma distancia desde el collar que la carga. Por lo tanto, la relación "como o más difícil" puede resumirse como: VtB un)

b)

Figura 3-14: Vista de sección que compara la carga esférica (a) y la carga cilíndrica (b) distancia mínima del collar Se hace una suposición inicial de que el grado de equivalencia de las cargas dependerá de la proximidad a la carga y que esta relación es lineal y expresada como: T C = K TC B De la figura 3-14, la siguiente relación es evidente:

La determinación de K TC es difícil. Las otras relaciones se derivan en una sección posterior sin embargo, esta prueba de la relación se explica aquí. En la limpieza de banco, Langefors y Kihlstrom (1963) han derivado empíricamente la equivalencia de carga esférica / cilíndrica como se muestra en la Figura 3-16. Para explicar el significado de la curva, considere un banco que contenga dos blastholes verticales uno al lado del otro. La carga es la misma para ambos. En lugar de discutir la región del collar que es el sujeto de esta porción, este ejemplo implicará la región del dedo del pie. La razón de esto es que la explicación es más fácil y el principio es el mismo. Considere una carga esférica de la cantidad Q ocolocado en la elevación del dedo del pie en uno de los agujeros. En el segundo barreno se coloca una carga cilíndrica con una concentración de carga lineal de 1 kg / m de agujero. El fondo de la carga está en la elevación del dedo y luego la columna se extiende hacia arriba hacia el collar, como se ve en la figura 3-15.

Figura 3-15: Vista del banco de enfrente comparando cargas cilíndricas y esféricas equivalentes. La longitud de la carga alargada se expresa en múltiplos de la carga B. Para una carga cilíndrica de longitud B, la carga total sería B x 1 (recuerde que el volumen explosivo por longitud emplazada es 1 kg / m). De la Figura 3-16 se puede ver que en el dedo del pie esta carga alargada tiene sólo el poder de rotura equivalente de una carga esférica de peso 0,6 x 1 x B. Esto es comprensible ya que la energía contenida en esa parte de la carga alargada cerca de la El collar debe viajar una distancia mucho más larga para alcanzar el dedo del pie y en el proceso la energía se separa sobre un volumen mucho más grande de la roca. La densidad de energía cuando alcanza el dedo del pie es mucho menor que la producida por la energía que ha recorrido una distancia más corta.

Figura 3-16: Equivalencia de las cargas esféricas y cilíndricas de Langefors & Kihlstrom Para una carga lineal de longitud 0,3B la carga total tiene una masa de 0,3 x 1 x B. A partir de la curva se observa que ésta tiene el mismo efecto en el dedo como una carga esférica colocada directamente en la elevación del dedo con una masa 0,3 X 1 x B. Para cargas inferiores a 0,3 B esta relación también se mantiene, es decir, la carga alargada de un peso dado tiene el mismo efecto en el dedo como carga esférica del mismo peso. Para cargas alargadas con longitudes superiores a 0,3B, el efecto en el dedo disminuye rápidamente al aumentar la longitud. El mismo efecto podría lograrse considerando la carga alargada que se extiende desde la elevación del dedo hacia abajo. De este modo, una carga alargada que se extiende desde 0,3B por debajo del dedo del pie hasta 0,3B por encima de la elevación del dedo (para un peso explosivo total de 0,6 x 1 x B), tendría la misma capacidad de rotura que una carga esférica con un peso de 0,6 x 1 x B colocado directamente en la elevación del dedo del pie. Esto se puede ver en la Figura 3-17.

Figura 3-17: Cargas esféricas y cilíndricas equivalentes Al transferir este concepto a la región del collar, se encuentra que

Relación entre la altura del banco y la carga A este punto en la discusión no ha habido ninguna mención específica de la altura del banco. Si se continúa aumentando la escala (diámetro del agujero) como se muestra en la figura 3-18, el centro de la carga progresa más y más abajo del agujero. La condición limitante es cuando el centro de carga alcanza la elevación del dedo del pie (Figura 3-19). Esto ocurre para un diámetro de orificio que produce una carga justamente igual a la altura del banco. La quinta y última de las relaciones fundamentales es: H=KHB donde K H es una constante relacionada altura del banco a la carga. El valor de KH es por lo tanto: K H ≥1 Como regla general, para derivar un método de limitar la elección del diámetro del orificio, observe cómo: B= K B D, por lo tanto H =K H K B D y desde K H ≥ 1, podemos derivar H ≥K B D que resulta en una limitación de 𝐻

D ≤𝐾𝐵

Figura 3-18: Relación carga / diámetro.

Figura 3-19: Limitación del diámetro y carga de la carga. Razones para el diseño inicial En la sección anterior, se derivaron cinco relaciones para el diseño preliminar de la explosión. En esta sección se discutirán los valores generales de las constantes que se utilizan como diseños de base desde los cuales optimizar aún más sobre la base de otras restricciones de diseño. La Tabla 3-1 proporciona el resumen de esta sección. El resto proporciona el razonamiento y la prueba detrás de estos valores iniciales. Relación K s Como se verá en una conferencia posterior, la relación óptima de carga y espaciamiento depende de la cobertura energética del banco (entre otras variables). Cuando se utiliza un patrón cuadrado, la mejor cobertura de energía es con K s = 1 sin embargo, empíricamente, hay poca diferencia entre K s = 1 a K s = 1,5. Para un patrón de perforación escalonada, la mejor cobertura de energía es con K = 1,15 s. Tenga en cuenta que un patrón escalonado proporciona una cobertura de energía más uniforme.

Figura 3-20: Patrón cuadrado

Figura 3-21: Patrón escalonado Relación K B

La dimensión más crítica e importante en la voladura es la de la carga. Hay dos requisitos necesarios para definirlo correctamente. Para cubrir todas las condiciones, la carga se debe considerar como la distancia de una carga medida perpendicular a la cara libre más cercana y en la dirección en la cual el desplazamiento ocurrirá muy probablemente. Su valor real dependerá de una combinación de variables, incluyendo las características de la roca, el explosivo usado, etc. Pero cuando la roca está completamente fragmentada y poco desplazada o no se puede desplazar, se puede asumir que el valor crítico ha sido abordado. Normalmente, la mayoría de los blastos prefiere una cantidad ligeramente inferior al valor crítico. Hay muchas fórmulas que proporcionan valores de carga aproximados, pero la mayoría requieren cálculos que son molestos o complejos para el hombre promedio en el campo. Muchos requieren también el conocimiento de las diversas cualidades de la roca y de los explosivos, tales como las resistencias a la tracción y las presiones de detonación, etc. Por regla general, la información necesaria no está fácilmente disponible ni se entiende. Una guía conveniente que puede ser utilizado para la estimación de la carga, sin embargo, es la relación K B. La experiencia demuestra que cuando K B = 30, el desintegrador generalmente puede esperar resultados satisfactorios para condiciones medias de campo. Para proporcionar una mayor proyección, el valor de K B podría ser reducida por debajo de 30, y también se espera que el tamaño más fino para posteriormente dar lugar. Explosivos de densidad de luz, tales como mezclas ANFO de campo mixto, requieren necesariamente el uso de relaciones más bajas K B(20 a 25), mientras que los explosivos densos, tales como lodos y gelatinas, permiten el uso de K B alrededor de 40. El valor final seleccionado Debe ser el resultado de ajustes hechos para satisfacer no sólo los tipos y densidades de rocas y explosivos, sino también el grado de fragmentación y desplazamiento deseado. Para estimar el valor K B deseada uno debe saber que las densidades de los explosivos son raramente mayor que 1,6 o menor que 0,8 g / cm3. Además, para la mayoría de las rocas que requieren granallado, la densidad en g / cm3 rara vez supera los 3,2 ni es inferior a 2,2 con 2,7 el valor más común. Por lo tanto, el desintegrador puede, mediante la aproximación de primero la carga a una K B de 30 hacer estimaciones simples hacia 20 (o 40) para adaptarse a las características de las rocas y explosivas, las densidades de estos últimos ejerciendo la mayor influencia. Como regla general, considere:  Para explosivos de luz en uso roca densa K B = 20,  Para explosivos pesados en uso roca luz K B = 40,



Para explosivos de luz en uso promedio roca K B = 25,  Para explosivos pesados en uso promedio roca K B = 35. Relación de K J El valor más común de K J es 0,3. En ciertos depósitos sedimentarios con un plano de separación en la elevación del dedo del pie, puede no ser necesario subjertir. En situaciones de dedo del pie muy duro, el subdrilling se puede aumentar más de la indicada por el uso de K J = 0,3. Sin embargo, es probablemente mejor considerar el uso de un explosivo más enérgico. Debe ser recordado que la región subdrill forma generalmente la cresta / el top superior del banco para el banco abajo. El daño no deseado hecho en esta etapa puede tener una vida larga y costosa. Además, el subdrill excesivo resulta en:  Una pérdida de perforación y gastos de voladura x Un aumento en las vibraciones del suelo  Rompimiento indeseable del piso del banco. Esto a su vez crea problemas de perforación, barrenos abandonados y desviaciones para el banco de abajo.  Acentúa el movimiento vertical en la explosión. Esto aumenta las posibilidades de corte (fallos de encendido) y sobrecarga. Relación K T El valor recomendado mínimo para K T para chorro de producción a gran agujero es K T = 0,7. Algunos especialistas sugieren el uso de K T = 1,0. Collar y stemming se utilizan a veces para expresar lo mismo. Sin embargo, stemming se refiere al llenado de agujeros de chorro en la región de collar con materiales tales como cortes de taladro para confinar los gases explosivos. Sin embargo, el vástago y la cantidad de collar, siendo esta última la parte descargada de un barreno, desempeñan otras funciones además de confinar gases. Dado que una onda de energía viajará mucho más rápido en la roca sólida que en el material de torsión no consolidado menos denso, el estrés se producirá mucho más temprano en el material sólido que la compactación del material de tallo podría lograrse. Por lo tanto, la cantidad de collar que se deja, si se usa o no el vástago, determina el grado de equilibrio de estrés en la región. El uso de material de remolque entonces ayuda a confinar los gases por una acción retardada que debería ser suficientemente larga en tiempo para permitir que realicen el trabajo necesario antes de que el movimiento de la roca y la eyección del vástago puedan ocurrir. Para el equilibrio de tensiones en el chorreado de material masivo, el valor de T debe ser igual a la dimensión B. Colocando la carga demasiado cerca del collar puede dar lugar a backbreak, flyrock y la liberación temprana de los gases

explosivos con la consiguiente fragmentación pobre. Por otra parte, el aumento de la longitud del tallado puede reducir la concentración de energía en la región del collar hasta el punto donde resultan grandes rocas. Por lo general, un valor K T de menos de 1 en la roca sólida causará algunos cráteres, con ruptura de regreso y posible violencia, en particular para el cebado cuello de cargos. Sin embargo, si hay discontinuidades estructurales en la región del collar, la reflexión y la refracción de las ondas de energía reducen los efectos en la dirección de la longitud de carga. Así, el valor K T puede reducirse en tales circunstancias, la cantidad dependiendo del grado de reducción de energía en la densidad o las interfaces estructurales. La experiencia de campo muestra que un valor de K de T 0,7 es una aproximación razonable para el control de la explosión de aire y el equilibrio de tensiones en la región del collar. Ratio K H Actualmente la mayoría de las operaciones a cielo abierto tienen valores de K H que son aproximadamente 1,6 o más. Demasiado pequeño un valor K H dará lugar a la formación de cráteres sustancial.

Resumen de las razones La siguiente tabla resume simplemente algunos de los valores y ecuaciones de las relaciones básicas. Tabla 3-1: Resumen de la relación Nombre de la relación Ecuación Valor SKSB Espaciado - Carga 1-1.5 segundo K BD == 25 Carga - Diámetro JKJB Subdrill - Carga = 0,3 TKTB Partiendo - Carga • 0,7 MARIDO KH B • 1.6 Altura del banco - Carga

Factor de potencia (powder factor) El siguiente ejemplo se proporciona para ilustrar las relaciones desarrolladas en las dos últimas sub-secciones. Un indicador clave del diseño de la explosión

es la carga específica, también conocida coloquialmente como el "factor en polvo". Diseñe una explosión considerando estas variables iniciales:      

Roca = pórfido de sienita (SG = 2.6) Explosivo = ANFO (d = 0.8, SANFO = 1) Altura del banco (H) = 15m Diámetro del taladro (D) = 381mm (15 ") Patrón de perforación escalonado, taladros verticales. 1 voladura = 4 filas de taladros que contienen cada uno 6 taladros

De la relación, vemos:     

B = KB D, donde KB==25 (supuesto), por lo tanto B = (25) (0.381) = 9.5 m S= KS B, donde KS = 1.15 (escalonado), por lo tanto S = (1.15) (9.5) = 11 m J =KJ B, donde KJ = 0,3, por lo tanto J = (0,3) (9,5) = 3 m T = KT B, donde KT = 0,7, por lo tanto T = (0,7) (9,5) = 6,5 m L = H + J, Por lo tanto es igual a 15 + 3 = 18 m

Como garantía, al verificar KH, encontramos KH= H /B = 15/9.5=1,6, considerando el valor es generalmente igual o mayor que 1,6, encontramos estos parámetros para ser aceptable. Para calcular el factor de potencia, se calcula el volumen y el peso del explosivo utilizado:

Se calcula el peso de la roca que se romperá:

Por lo tanto, el factor de polvo que utiliza el explosivo ANFO se encuentra:

Determinación de KB Como se ha visto en la discusión anterior, KB es, con mucho, las constantes más importantes en el diseño de las explosiones. La selección de la carga adecuada es, por lo tanto, un paso clave en el diseño de la explosión y el factor KB permite seleccionar una carga y un diámetro apropiados, como se ve en la ecuación:

B = KB*D

Como se mencionó anteriormente, la mejor estimación inicial para K B es de 25, cuando se utiliza ANFO en las rocas con una densidad media. Sin embargo, considere los requisitos para seleccionar una nueva KB cuando varían los explosivos o el tipo de roca. El enfoque descrito a continuación puede usarse como una aproximación hasta que los resultados de campo estén disponibles para guiar el diseño hacia soluciones más óptimas. Tenga en cuenta que la prueba a continuación es válida para el sistema métrico. Considere que este diseño de explosión tiene que estar diseñado para otras variables, incluyendo: SGE = gravedad específica del explosivo utilizado SGR = gravedad específica de la roca PFEXP = factor de potencia (kg / ton) TF = factor de tonelaje (m3 / tonelada)

Como se ha visto en un ejemplo anterior, el peso total que se espera que se rompa un agujero de perforación se puede calcular usando lo siguiente: TR = VR * 𝜌 * B * S * H * 𝜌𝑟𝑜𝑐𝑘 = B3 * KS * KH * S * GR

Una vez que se conoce la cantidad total de material de roca a eliminar, la cantidad de energía requerida se calcula usando el factor de potencia:

La cantidad de explosivo disponible se define por el tamaño del pozo, que se puede dar como:

El ajuste de la cantidad de explosivos a la cantidad requerida resulta en:

(Y puesto que B = K B * D y suponiendo que se está utilizando un agente a granel)

El factor de potencia basado en el explosivo utilizado se sustituye por el factor de potencia ANFO equivalente, denotado por la variable PFANFO:

, donde la fuerza de peso relativa a ANFO de un explosivo, SANFO es equivalente a SANFO

, donde Q es la energía por unidad de peso (normalmente cal / gm), lo que resulta en: QANFO

Obsérvese que esta ecuación en unidades en inglés es equivalente a

, Donde PFANFO = ANFO factor de potencia equivalente en libras / tonelada a 2000 lbs / ton

La fórmula anterior se puede usar para varios propósitos, como se verá en los siguientes ejemplos.

Efectos en el diseño de patrones en el cambio de explosivos Una de las principales maneras en que se puede usar la ecuación es estudiar el efecto de los cambios en el explosivo en el patrón de voladura manteniendo otros factores constantes. Tenga en cuenta que la altura del banco, K H, depende de la carga que también depende de KB. Por lo tanto, la carga puede cambiar. El enfoque se puede ver como sigue:

Explosivo 1:

Explosivo 2: En la mayoría de las alternativas de diseño de explosivos, se mantiene un factor de potencia constante. Una relación entre los dos valores de KB, donde se elimina la relación de factor de potencia, se puede expresar mediante:

Tomando esta relación y por ahora, ignorando los cambios en KH con carga cambiante, la ecuación se reduce a:

Lo anterior es una primera aproximación de la KB2 y es equivalente a la raíz cuadrada de la relación de resistencia a granel para los explosivos en cuestión. Para refinar el valor KB2, se usa un proceso iterativo donde: 1) El valor inicial de KB2 se sustituye en la fórmula: B2 = KB2 * De 2) Entonces el nuevo KH2 se deriva de la ecuación

3) Este nuevo valor de KH2 se inserta entonces en la ecuación

4) Si la KB2 resultante se compara con la estimación original. Si son iguales, el proceso se detiene. Si no es así, se utiliza el nuevo KB2 en el paso 1 y el proceso continúa, hasta que converge el valor de KB2. Efectos en el diseño de patrones en tipos de roca cambiantes El efecto al diseño del patrón cuando cambian los tipos de roca es muy similar al discutido en la subsección anterior. Aquí, la aproximación inicial se puede hacer por la relación:

Una vez más, se realiza el proceso de iteración que implica tres ecuaciones: 1) El valor inicial de KB2 se sustituye en la fórmula: B2 = KB2 * De 2) Entonces el nuevo KH2 se deriva de la ecuación

3) Este nuevo valor de KH2 se inserta entonces en la ecuación

4) Si la KB2 resultante se compara con la estimación al comienzo de la iteración. Si son iguales, el proceso se detiene. Si no es así, entonces se utiliza el nuevo KB2 en el paso 1 y el proceso continúa, hasta que convergen los valores de KB2. Ejemplos numéricos Considere la mina donde el diseño actual tiene los siguientes parámetros:

          

Diámetro del taladro = 12 ¼ pulgadas Altura del banco = 40 pies Carga = 25 pies Espaciado = 29 pies Subdrill = 7 pies Inclinación = 17 pies ANFO: SANFO = 1 SGANFO = 0,82 Q = 912 cal /gm Roca: SGR = 2,65 PFANFO = 0,5 lbs / ton

, Usando unidades imperiales Ejemplo 1: Cambio del diámetro de los taladros ¿Cuál sería el patrón si cambiaba a taladros de 15 pulgadas de diámetro? El primer paso en este problema es derivar KB. En primer lugar, las otras proporciones deben derivarse: KH = 40/25 = 1,6 KJ = 7/25 = 0,3 KT = 17/25 = 0,7 KS = 29/25 = 1,15

Estos valores están conectados a la siguiente ecuación:

Se trata de lo que se espera de los rangos recomendados discutidos anteriormente. Para los taladros de 15 pulgadas de diámetro, la primera aproximación para el burden sería:

Sin embargo, este nuevo valor para el burden resultaría en un cambio en KH. Por lo tanto, el nuevo KH se encuentra:

Este nuevo valor se ingresa de nuevo en la ecuación K B original:

Este proceso se repite a través de varias iteraciones hasta que se encuentra una KB estable, que es: KB = 24,3 Esto da como resultado un patrón con las siguientes dimensiones: B = 30 pies S = 34,5 pies T = 21 pies J = 9 pies El factor de polvo resultante puede ser ligeramente diferente del original debido al redondeo, sin embargo, tenga en cuenta que este patrón resultaría en un aumento de la grosería en la fragmentación. Para mantener la fragmentación, el factor de polvo tendría que ser aumentado. Ejemplo 2: Cambio de explosivos ¿Cuál sería el cambio en el patrón al cambiar el explosivo de ANFO a ANFO pesado con las siguientes propiedades (diámetro del taladro original de 12 ¼ pulgadas): SG = 1,10 Q = 815 cal / gm Necesitaremos usar la fuerza de peso de este producto explosivo con respecto a ANFO, que se calcula:

Utilizamos la estimación inicial, como se deduce en una sección anterior, y usando el valor de KB inicial de la pregunta anterior:

El nuevo burden sería, por lo tanto:

El nuevo KH se calcula entonces como:

Este valor se sustituye entonces por la ecuación:

El nuevo burden se calcula de la siguiente manera:

Este proceso se repite hasta que un valor estable de KB2 resultados, que, para este ejemplo, el final KB2 = 27,0 El patrón de explosión sería por lo tanto (en pies): B = 27,6 S = 31,7 J = 8,3 T = 19,3

Empacado y Decking Muchos diseños de explosión usan cargas revestidas formadas dividiendo la columna explosiva en dos o más cargas individuales, iniciadas en el mismo o diferentes retrasos, separadas por un material de tallo inerte. El entarimado se emplea para: 

Reducir el uso explosivo adyacente a zonas de roca débil, fallas o costuras de arcilla.

 

Reducir la cantidad de carga detonada en un solo retardo, reduciendo las vibraciones de tierra. Llevar la columna de polvo hacia arriba en el taladro para asegurar una buena rotura cerca del cuello.

Las cargas de rodadura deben ser separadas por los materiales de vástago a una longitud más allá de la cual dos cubiertas adyacentes no se afecten entre sí. Si el vástago entre ejes es demasiado pequeño, la plataforma diseñada para iniciar el retardo de tiempo anterior puede iniciar prematuramente la segunda plataforma. Esta situación se denomina detonación simpática y puede conducir a vibraciones del suelo excesivamente altas o a rocas volantes y una pérdida de fragmentación debido al confinamiento debido a una temporización inadecuada. Una regla general para el diseño de la longitud del vástago interdeck es emplear la dimensión del radio del agujero en pies. El siguiente ejemplo da los procedimientos de diseño para un diseño de explosión en el que la carga explosiva está limitada a las vibraciones de tierra de control. Ejemplo de diseño de cubierta (deck) Determine el cambio en el diseño si se necesita un burden en el diseño limitando el peso del explosivo a 275 kg / retardo, manteniendo el mismo factor de potencia. Tenga en cuenta que el vástago del collar, la altura del banco y la perforación de la subricultura permanecen sin cambios. Los datos básicos son:

    

Roca = Pórfido de sienita (SG = 2.6) Explosivo = ANFO (𝜌 = 0.8, SANFO = 1) Altura del banco (H) = 15m Diámetro del taladro (D) = 381mm (15 ") Patrón de perforación escalonado, agujeros verticales

De la relación, vemos:  B = KB * D, donde KB==25 (asumido), por lo tanto, B = (25) (0.381) = 9.5 m  S = KS * B, donde KS = 1.15 (escalonado), por lo tanto S = (1.15) (9.5) = 11 m  J = KJ * B, donde KJ = 0,3, por lo tanto J = (0,3) (9,5) = 3 m  T= KT * B, donde KT = 0,7, por lo tanto T = (0,7) (9,5) = 6,5 m  L = H + J, Es igual a 15 + 3 = 18 m  A los siguientes cálculos de la sección 0, arriba, vemos que el factor de potencia es de 0,26 kg / ton y que la cantidad de explosivos por taladro es: 1049 kg.

Solución:

La cantidad de explosivos por unidad de longitud se calcula como:

kg/por unidad de longitud Los deck de carga por taladro son: 275 kg / 91 kg = 3 metros por cubierta (Deck). Por lo tanto, suponiendo que se usen tres cubiertas, la longitud total de la columna explosiva es de 9 metros, dejando 1.5 metros de longitud disponible, lo que significa 0.75 metros de derivación entre cada deck.

Resolución para B, se determina lo siguiente:

Por lo tanto, el nuevo S = (1,15) (8,4) = 9,7 m Notas finales sobre D, B y PF El diámetro de la perforación, el burden y el factor de potencia son las variables más importantes en el diseño de la explosión. Aunque esta conferencia proporcionó las ecuaciones preliminares de diseño de diseño de explosión, tenga en cuenta que el volteo es un proceso interminable de ajuste fino y modificaciones. Este enfoque es necesario debido a los muchos factores que no pueden ser controlados, como la geología y las condiciones de carga explosiva. La carga debe seleccionarse en base a la geología y la producción de energía explosiva. El diámetro del taladro suele ser ajustado por la capacidad de la plataforma de perforación que se ajusta a la gama de profundidades de taladros previstas para el trabajo. Es deseable seleccionar un tamaño que proporcione un factor de potencia adecuado (la proporción de explosivo distribuyendo el explosivo uniformemente a lo largo de la profundidad del orificio). La fragmentación y la distribución del tamaño de partícula son una función del diámetro del taladro y de la carga. La capacidad del equipo de excavación o los requisitos de procesamiento aguas abajo dicta la fragmentación requerida. Factores de potencia más altos resultan en una fragmentación fina y por lo tanto se requieren para equipo de extracción de pequeña capacidad, tal como una cargadora frontal. Factores de potencia más altos resultan en una fragmentación más gruesa y se usan típicamente para la remoción de rocas usando draglines y palas grandes. Tenga en cuenta que, dado que los factores potencia son más bajos, los diámetros y la carga de perforación son típicamente más bajos para las canteras o minas usando equipos más pequeños en rocas más débiles.

Tabla 3-2: Factor de potencia