Perforacion Y Voladura En Mineria Subterranea

DIFERENCIAS DE PERFORACION CON SUPERFICIAL • DIAMETROS DE TALADROS • TALADROS INCLINADOS

ERRORES EN PERFORACIÓN • HUECO DE ALIVIO (DIÁMETRO MUY PEQUEÑO)

• IRREGULAR LONGITUD DE LOS TALADROS AVANCE

• DESVIACIONES EN EL PARALELISMO

• INTERSECCION ENTRE TALADROS

AVANCE AVANCE

SOBRECARGA

SIN CARGA

• ESPACIAMIENTOS IRREGULARES

• SOBRECARGA (EXCESIVA DENSIDAD DE CARGA) SOBRECARGA

INFLUENCIA DEL PARALELISMO DE LOS TALADROS EN LA VOLADURA

TALADROS

TALADRO DE ALIVIO

Arranque con buen paralelismo

Taladros Alineados

Resultados con buen paralelismo y longitud en la perforación Longitud del taladro

Avance de 95% a 100%de eficiencia

Buena Voladura

INFLUENCIA DE LA LONGITUD DE LOS TALADROS EN LA VOLADURA

TALADROS

TALADRO DE ALIVIO

Arranque con deficiente paralelismo

Taladros no alineados e inclinados

Resultados con deficiente paralelismo Longitud de taladro Menor avance del disparo por desviación del taladro

Tacos

Sobre excavación

DIFERENCIAS DE VOLADURA CON SUPERFIAL • GENERALMENTE USO DE CARTUCHOS • NO HAY PRESENCIA DE CARA LIBRE(TUNELES,GALERIAS,PIQUES,CHIMENEAS) • TIEMPOS DE RETARDO MAS LARGOS • TECNICAS DE VOLADURA DE CONTORNO (RECORTE)

DISEÑO DE VOLADURAS SUBTERRÁNEAS  Una diferencia adicional en las operaciones subterráneas es el hecho de que los parámetros de voladura deben adecuarse a un contorno específico.

 Esto puede resultar totalmente diferente a las voladuras masivas o a las operaciones mineras en la superficie donde el tamaño exacto de cada voladura no es, normalmente, crítico.

EQUIPOS MAS USADOS • SIMBAS • JUMBOS • JACK LEG • STOPER • SKINTER • ALIMAK • RAISE BORING • MINADORES

EXPLOSIVOS MAS USADOS • DINAMITAS • EMULSIONES ENCARTUCHADAS • EMULSIONES A GRANEL • GELATINAS

DISEÑO DE VOLADURA EN GALERIAS • POR VOLADURA EN “V” • POR TALADROS PARALELOS O QUEMADOS

CORTES EJEMPLOS DE CORTE QUEMADO QUEMADOS a

b

c

d

EJEMPLOS PARA LIMITAR EL EFECTO DE SIMPATÍA ENTRE LOS TALADROS

a

b

c

TRAZOS DE ARRANQUE PARA TÚNELES

LEYENDA

Taladro cargado Talado de alivio

EJEMPLOS PARA LIMITAR EL EFECTO DE SIMPATÍA ENTRE LOS TALADROS 3

2

12 1

10

4

a

5

d. Corte en espiral

2

3

8

5

1

3

2 6

1,8 m

c

7

4

4

1

b 1,3 m 6

5

0,7 m 0,9 m 1,15 m

9

11

f. Corte en Doble Espiral e. Corte Coromant

MÉTODOS MECANIZADOS DE PERFORACIÓN PARA VOLADURA DE CHIMENEAS Y PIQUES

TÚNELES  Las voladuras en túneles son diferentes a las voladuras en bancos debido a que se hacen hacia superficie libre mientras que las voladuras en banco se hacen hacia dos o más caras libres.  En las voladuras de bancos hay gran cantidad de alivio natural dentro de la plantilla el cual resulta de las caras libres adicionales.

 En los túneles, sin embargo, la roca está más confinada y una segunda cara libre debe ser creada paralela al eje de los taladros.  La segunda cara libre se produce por un corte en la frente del túnel que puede ser ya sea un taladro perforado paralelamente, un corte en V o un corte en abanico.

 Después de que se hace el corte, los taladros auxiliares se pueden comparar en algunos aspectos los utilizados en voladuras de bancos.  En general, las voladuras de túneles son de alguna manera sobrecargadas para producir una fragmentación más fina ya que los efectos desastrosos del sobrecargado de los taladros son disminuidos por el confinamiento dado en el túnel.  Como resultado del confinamiento adicional y la falta de caras libres desarrolladas, el tiempo entre retardos debe ser mayor que los de las voladuras de superficie para permitir el movimiento de la roca y la formación de la cara libre adicional antes de que disparen los taladros subsecuentes.

 Como resultado del confinamiento adicional y la falta de caras libres desarrolladas, el tiempo entre retardos debe ser mayor que los de las voladuras de superficie para permitir el movimiento de la roca y la formación de la cara libre adicional antes de que disparen los taladros subsecuentes.

 En las voladuras de túneles, se utilizan generalmente periodos de retardo largos. Si se utilizan retardos de milisegundos, se omiten periodos de retardo para permitir de 75 a 150 milisegundos (como mínimo) entre disparos de taladros. Este incremento en el tiempo de retardo es esencial para permitir que las voladuras de túneles funcionen apropiadamente.

 Se deben discutir un número de diferentes tipos de taladros cuándo se hacen voladuras en túneles. Esta figura provee una descripción visual de algunos de los tipos de taladros que deben ser considerados. Los taladros pueden ser divididos en las siguientes categorías: 1. Taladros de Piso (arrastres).

2. Taladros Cuadradores (flancos). 3. Taladros de Contorno (alzas al techo). 4. Taladros Auxiliares (horizontales).

5. Taladros Auxiliares (verticales). 6. Taladros de Corte o Arranque.

1. Taladros de Piso (arrastres)

2. Taladros Cuadradores (flancos)

3

3

3. Taladros de Contorno (alzas al techo)

5

5

4. Taladros Auxiliares (horizontales) 5. Taladros Auxiliares (verticales) 6. Taladros de Corte o Arranque

2

2

4 1

6

4 1

TIPOS DE TALADROS USADOS EN TÚNELES

 Los taladros del perímetro del túnel deben tener un ángulo hacia fuera de manera que se evite que la sección del túnel cambie a medida que se avanza en la perforación. Este ángulo recibe el nombre de ángulo de ajuste. Los ángulos de ajuste comúnmente se definen como 0.1 m + L x TAN 2°.  Los burden para todas las voladuras de túneles se calculan y miden al fondo de los taladros. El ángulo de ajuste debe ser tomado en cuenta cuando se determinan los burden reales al fondo de los taladros.

ÁNGULO DE AJUSTE

 Los taladros del perímetro en la zona de las cajas y el techo se perforan comúnmente con espaciamientos cercanos y cargas ligeras.  También pueden detonarse como voladura de recorte para proveer un contorno que requiera poco esfuerzo (cargas desacopladas). La siguiente figura muestra la extensión de las zonas de daño si se utilizan voladuras de recorte o si se utilizan métodos de voladura de producción en los perímetros.

ZONA DE DAÑO ZONA DE DAÑO CON VOLADURA DE RECORTE

ZONA DE DAÑO SIN VOLADURA DE RECORTE

CORTE QUEMADO O DE PARALELOS

TALADROS

 El arranque utilizado hoy en día es el corte quemado con taladro de alivio de mayor diámetro. El término “corte quemado” se origina de un tipo de voladura donde los taladros son perforados paralelos uno al otro. Uno o más taladros llenos y los vacíos fueran del mismo diametro. Más tarde se descubrió que al utilizar taladros vacíos de diametro mayor que los cargados, proveía alivio adicional en la plantilla o malla y reducía la cantidad de taladros perforados que se necesitaban. Los taladros grandes y vacíos también permitían un avance adicional por voladura.

 Toda una variedad de nombres se aplicaron para estos cortes en paralelo, cuando los taladros de arranque y alivios son del mismo diámetro se denomina corte quemado.  Cuando se combina taladros de arranque de menor diámetro con taladros de alivio de mayor diámetro se denomina corte paralelo.

AVANCE POR VOLADURA Y LOS DIÁMETROS DE LOS TALADROS VACÍOS

 Los taladros del corte pueden ser ubicados en cualquier lugar en la cara del túnel. Sin embargo, la posición del corte o arranque influenciará sobre la proyección de lanzamiento del material arrancado.  Si los taladros de corte se colocan cerca de la pared, la plantilla requerirá menos taladros pero la roca fragmentada no será desplazada tan lejos dentro del túnel.  El corte se alterna del lado derecho al izquierdo del túnel para asegurar que no se perforarán las cañas remanentes de la voladura anterior.

 Para poder obtener un buen movimiento hacia delante de la pila del material, el arranque puede ser colocado en la mitad del frontón. Ubicándolo hacia la parte inferior, el lanzamiento será minimizado. Si se requiere de mayor lanzamiento, los taladros de arranque pueden colocarse más alto, en el centro del frontón como se muestra.

POSICIONES DE LOS TALADROS DE ARRANQUE

DISEÑO DE LOS TALADROS DE CORTE  Los burden de los taladros cargados se seleccionan de tal manera, que el volumen de roca quebrada por cualquier taladro no pueda ser mayor al que pueda ocupar el espacio vacío creado, ya sea por el taladro de mayor diámetro o por los taladros subsecuentes que detonen.  En este cálculo se debe considerar también el hecho de cuando la estructura de la roca se rompe entre los taladros, ésta ocupará un volumen mayor al que tenía en su estado original.  En otras palabras, se debe considerar el factor de esponjamiento.

 Si los taladros de arranque rompen un volumen mayor del que puede caber dentro del cráter creado previamente, el corte se “congela” lo que significa que se bloquea por la roca que no puede ser expulsada.  Si esto ocurre, el alivio paralelo al eje de los taladros se pierde y los taladros no podrán romper adecuadamente. De hecho, éstos empezarán a soplarse fisurando la roca adyacente pero sin permitir que se produzca la fragmentación en la última etapa. Por tanto, en el corte mismo, las distancias deben ser diseñadas y perforadas con precisión.  El tiempo de retardo debe ser suficientemente lento para permitir que la roca empiece a ser expulsada del frente antes de que se disparen los taladros subsecuentes.

CÁLCULOS PARA LAS DIMENSIONES DEL CORTE QUEMADO TALADRO (S) VACÍO (S) (DH)  Un diseño típico de un corte quemado se da en la figura mostrada. El diámetro del taladro vacío de alivio se designa como DH. Si se utiliza más de un taladro vacío, se debe calcular el diámetro equivalente de un solo taladro vacío el cual contenga el volumen de todos los taladros vacíos. Esto se puede hacer utilizando la siguiente ecuación:

DH = dH √N donde: DH

=

Diámetro equivalente de un solo taladro vacío

(mm)

dH

=

Diámetro de los taladros vacíos

(mm)

N

=

Número de taladros vacíos

DISEÑO GENERAL DE UN CORTE QUEMADO Criterios de acción: Arranque:

Soplar y formar la cavidad inicial.

Núcleo:

Triturar y extraer el máximo material.

Contorno:

Despegar y formar el límite de la voladura.

ESPACIAMIENTOS DE LOS TALADROS EN UN CORTE QUEMADO

CÁLCULO DE B1 PARA EL CUADRO 1 4

El primer cuadrado de taladros de arranque se localiza a una distancia B1 del centro.

3

9

5 2

1

B1 = 1.5DH CORTE QUEMADO MOSTRANDO DIMENSIONES DEL BURDEN

15

B2

B1

3

B3

2

7

13

11

B4 3 4

4

TAMAÑO DE EL CORTE

La distancia o radio desde el centro exacto del corte se llamará R. 4

3

R4

R3 9

R1 = B1

15

5

R2 R1

1

3

2

DISTANCIAS DESDE EL CENTRO HASTA LOS TALADROS DEL CORTE

2

7

13

11

3 4

4

TAMAÑO DE EL CORTE

4

El valor de Sc denota el tamaño del corte o la distancia entre taladros dentro del cuadro.

4

4

3

SC3

SC2 15

9 5

Sc1 = B1√2

1

SC4

2

2 3 7

DISTANCIAS ENTRE TALADROS DEL CORTE

13

11

3 4

4

TAMAÑO DE EL CORTE

CÁLCULOS SIMPLIFICADOS PARA CORTES QUEMADOS

PROFUNDIDAD DEL TALADRO (H) La profundidad de los taladros, los cuales romperán hasta un 95% o más de su profundidad total, puede ser determinada con la siguiente ecuación:

H = (DH + 16.51 ) / 41.67 donde: H

=

Profundidad

(m)

DH

=

Diámetro del taladros

(mm)

PROFUNDIDAD DE AVANCE (L) (ESPERADA)

L = 0.95 H

TALADROS AUXILIARES O DE PRODUCCIÓN

B = 0.012( 2 SGe / SGr + 1.5) De S = 1.1B

T = 0.5B donde: S

=

Espaciamiento

B

=

Burden

(m)

T

=

Taco

(m)

TALADROS DE ARRASTRE AL PISO

B = 0.012( 2 SGe / SGr + 1.5) De S = 1.1B

T = 0.2B

TALADROS DE CONTORNO (CUADRADORES Y ALZAS) Comúnmente detonados con voladura de recorte con taladros de 0.45 m a 0.6 m entre centros, de otra manera:

B = 0.012( 2 SGe / SGr + 1.5) De S = 1.1B

T=B TIEMPO DE RETARDO DE LOS TALADROS Los taladros de corte se disparan con por lo menos 50 ms entre periodos. Los taladros auxiliares se retardan con por lo menos 100 ms o con retardos LD. Los taladros del contorno (con voladura de recorte) se disparan con el mismo retardo. Los taladros de piso detonan al último.

CORTE EN V  El arranque comúnmente utilizado en trabajos subterráneas con taladros perforados en ángulo es el corte en V. El corte en V difiere del corte quemado en que se perforan menos taladros y se logra un avance menor por voladura. El avance por voladura también está limitado por el ancho del túnel. En general, el avance por voladura se incrementa con el ancho del túnel.

CORTE EN V BÁSICO

CORTE EN V  El ángulo de la V no debe ser agudo y no debe ser menor a 60°.

 Los ángulos más agudos requieren cargas con más energía para la distancia de burden utilizada. Un corte consiste, normalmente, de dos V´s, pero en voladuras más profundas, un corte puede consistir de hasta cuatro.

CORTE EN V BÁSICO

 Cada cuña en V debe ser disparada en el mismo periodo de retardo usando detonadores de milisegundos para garantizar la tolerancia mínima entre cada pierna de la V al momento del disparo. El tiempo de retardo entre V´s adyacentes debe ser de por lo menos 75 milisegundos (mínimo). La distribución básica de las V´s se muestra en la figura.

TIEMPO DE RETARDO PARA UN CORTE EN V

 El corte en V básico muestra dos burden, el burden al fondo de los taladros y el burden entre las V´s que es equivalente a dos veces un burden normal si se utiliza un ángulo de 60° en el vértice de la V.  En algunos casos, se perfora un taladro adicional perpendicular al frontón siguiendo la línea de B1, el cual se denomina “taladro rompedor”.  Este se usa si la fragmentación obtenida con el corte en V es demasiado grande.

 La siguiente figura indica la dimensión necesaria para perforar un corte en V adecuado. Las dimensiones especificas necesarias para cada taladro son tres: 1) La distancia a la cual se coloca la boca del taladro a partir del centro de la frente, 2) El ángulo con el que penetra el taladro dentro del manto rocoso y 3) La longitud de cada taladro en particular.

 Para poder obtener las dimensiones apropiadas, discutiremos los cálculos para el diseño de un corte en V.

DIMENSIONES DE UN CORTE EN V

DISEÑO DE UN CORTE EN V 1. DETERMINACIÓN DEL BURDEN  El burden siempre se mide al fondo del taladro y se coloca como se muestra en la figura. Se comprende que este no es el burden real exacto y que los taladros con ángulos mayores (aquellos que se aproximan a la V) tienen un burden real menor. Esto sin embargo, se hace para simplificar el diseño. Cuando se consideran los errores de perforación y otros factores, la reducción del burden real es de hecho beneficiosa.  El burden se puede determinar usando la misma ecuación que se indicó con anterioridad.

B = 0.012( 2 SGe / SGr + 1.5) De

 La distancia entre las V´s se muestra en la figura como B1 y se calcula de la siguiente manera:

B1 = 2B donde: B

=

Burden

(m)

B1

=

Burden

(m)

2. ESPACIAMIENTO ENTRE TALADROS (VERTICALMENTE)  El espaciamiento vertical entre V´s es:

S = 1.2B donde: S

=

Espaciamiento

(m)

B

=

Burden

(m)

3. ÁNGULO DE LA V  El ángulo normal del vértice de la V es de aproximadamente 60°. Se han utilizado ángulos de menos de 60º en túneles pequeños y estrechos, sin embargo, la densidad de carga de explosivo en cada taladro se debe incrementar.

4. PROFUNDIDAD DEL CORTE O AVANCE (L)  En general, la profundidad del corte variará de 2B a un máximo del 50% del ancho del túnel. Los taladros normalmente no romperán hasta el fondo y se puede asegurar un avance de entre 90 al 95% de la profundidad total de los taladros.

5. LONGITUD DE TACO  Los taladros se cargan normalmente hasta un 0.3B 0.5B de la boca dependiendo de la resistencia de los materiales a ser volados. Los taladros deben ser taponado con un taco adecuado para mejorar el rendimiento.  Se utiliza el mismo procedimiento que en el diseño de un corte quemado para los taladros de arrastre, los auxiliares de producción y los de contorno, porque son paralelos. Al igual que el ángulo de ajuste.

6. CARGA DE LOS TALADROS  Es importante que los cebos iniciadores se coloquen en el fondo de los taladros. La densidad de carga se puede reducir cerca de la boca del taladro cuando se utilizan explosivos encartuchados, en lugar de ANFO cargado neumáticamente. Las reducciones en la densidad de carga pueden comenzar después de que 1/3 del taladro ha sido cargado con la cantidad calculada para obtener burden apropiado.

7. TIEMPO DE SALIDAS DEL DISPARO  El tiempo de disparo en un corte en V debe ser por lo menos de 50 ms entre cada V, cuando estas disparan una detrás de la otra.

 El tiempo de disparo debe diseñarse de tal manera que permita que la roca comience a moverse antes de que disparen los taladros subsecuentes. Es por esta razón que los retardos mínimos deben de ser de 75 a 100 ms.

CORTE EN ABANICO  Los cortes en abanico son similares en su diseño y método de operación a los cortes en V. Ambos deben crear el alivio al mismo tiempo que los taladros detonan hacia la cara libre. No existe alivio adicional creado por taladros vacíos como en el caso de los cortes quemados.  Un corte en abanico clásico se muestra en la figura. Las dimensiones se determinan utilizando los mismos métodos y formulas de el corte en V.

CORTE EN ABANICO

MÉTODO DE TÚNEL Y BANCO  El método de túnel y banco es una combinación de voladura subterránea de túnel y una voladura de banco a cielo abierto para excavaciones de grandes dimensiones.

 La sección del túnel se excava por delante del banco para mantener un piso de trabajo. Cualquiera de los cortes y trazo de voladuras de túnel se pueden utilizar para excavar la sección superior.

MÉTODO DE TÚNEL Y BANCO

CÁLCULOS COLATERALES AL ARRANQUE NÚMERO DE TALADROS PARA EL FRONTÓN: Fórmula 10√S empírica: donde: S

= área de la sección del frontón

Ej: para un túnel de 3.00x4.5 m = 10√13.5 =36.7 = 37 taladros

Fórmula práctica:

Nt = P/E + KxS donde:

Nt

= número de taladros

P

= perímetro de la sección en m = √(Sx4)

E = distancia entre los taladros de la sección por m2 0.40-0.55 para roca dura, tenaz 0.60-0.65 para roca intermedia, semi dura 0.70-0.75 para roca blanda, frágil K = dimensión de la sección en m2 – coeficientes: 2.0-2.5 para roca dura

1.5-1.7 para roca intermedia, semi dura 1.0-1.2 para roca blanda S = área de la sección = A x H( π + 8) / 12 Ejemplo: para la misma dimensión 3x4.5 m S = √ 3x4.5(3.14 + 8)/12 = 12.4 Nt =√(13.5x4/0.6) + 1.5x 12.4 = 12.2 + 18.6 = 30 taladros

FÓRMULAS PRÁCTICAS PARA CARGA ESPLOSIVA: en Kg/m = Ø2 x Pe (exp) x 0.0007854 (Ø en mm)

Kg/m = Ø2 x Pe (exp) x 0.577 (Ø en pulgadas) También:

Cálculo de carga para pequeño diámetro Ct = 0.34 x Ø2 x Pe(exp) en lb/pie Nota:

para el ANFO

- densidad de carga a granel 0.80-0.85.

Y EXAMON

- densidad de carga con aire comprimido 0.90-1.0.

LONGITUD DEL TALADRO  Se determina por la dimensión de la sección y al método de arranque, usualmente se consideran:

Para corte cilíndrico o paralelo

Para corte en cuña S=AREA DEL TUNEL

L = 0.5√S

L = √S / 2 , o menos

EVALUACIÓN DEL DISPARO: DESPLAZAMIENTO DE LA ROCA  El desplazamiento del material toma más tiempo que la rotura y fragmentación. Está en función directa con la energía de los gases en explosión, aunque los gases se hayan ya expandido a determinada extensión del espacio circundante.

 En teoría el desplazamiento del centro de gravedad es:

L = 1 /3 √(2 ( (100+α)/100 ) B x H / tgψ) - B / 2 donde α % es el incremento en volumen y el material disparado se ha posado a un ángulo de ψ.

B = Burden

DESPLAZAMIENTO DE LA ROCA VOLADA POR UN DISPARO DEFINIDO POR EL MOVIMIENTO DE SU CENTRO DE GRAVEDAD

α= Porcentaje de incremento en volumen de roca desplazada debido a la fragmentación

(1+α)V

Ψ= Ángulo de reposo del material disparado (muck pile)

V

H

G1= Centro de gravedad de la fuga IN-SITU

G1

G2 r

ψ

G2= Centro de gravedad del material desplazado (muck pile o pila de escombros)

 En la práctica, todo lo que se requiere del explosivo es que desplace a la roca unos metros por segundo y por consiguiente ésta fase demora aproximadamente un segundo.  El movimiento puede sin embargo demorar más tiempo, pero eso es un efecto de la gravedad y no del explosivo (a no ser que el disparo sea intencionalmente sobrecargado para incrementar la proyección del material arrancado, cosa que se aplica por ejemplo en la voladura de desbroce (CAST BLASTING).

 Aplicada para desencapar mantos de carbón en open pits, proyectando el material mas allá del pie banco. Consideraciones similares se aplican a los disparos de frontones y tajeos subterráneos.

Selección de explosivo:  La mejor forma de comparar explosivo es midiendo en capacidad de fragmentación para cada tipo de roca bajo distintos métodos de carga y voladura, lo que es muy lento y tiene un costo prohibitivo.  En la práctica se utilizan correlaciones empíricas de ciertos parámetros de los explosivos como la relación de potencia en peso, propuesta por Langefors.

S = 5 x Q / 6 x Q0 + 1 x V / 6 x V0 donde Q = calor desarrollado V = volumen de gases generados por 1 Kg de explosivo

 El subíndice 0 representa las características de un explosivo patrón o de referencia (generalmente ANFO o gelatina amoniacal 60%)

EFICIENCIA DEL EXPLOSIVO  Término de rendimiento de los explosivos para la creación de una red de fracturas. ETP = (0.36 + ρe)(VOD2/(1 + VOD2 / VR2 – D / VR) (1/R) (EM / ET) ρe donde

ETP = Término de rendimiento o eficiencia del explosivo ρe

= densidad del explosivo (g/cm2)

VR

= velocidad del sonido en la roca (Km/seg)

VOD

= velocidad de detonación (Km/seg)

R

= radio de desacoplamiento = volumen del taladro/volumen del explosivo

E

= máximo trabajo de expansión del explosivo calculado en Kcal/g donde: EM = valor no idea ET = teórico

(Ref. Blasting Analisis International BAI)

VELOCIDAD SÓNICA DE LA ROCA (frecuencia sísmica)  La velocidad sónica de la roca es una función del modulo de Young (una medición de la elasticidad del material), radio de Poisson (una medida de la fragilidad del material) y densidad (medida de la masa por unidad de volumen)

VP = √(E (1 + r)/ Q (1 – 2r)(1 + r)) donde: VP

= velocidad sónica de la roca

E

= módulo de Young

Q

= densidad de la roca

r

= radio de Poisson

 El ETP (Explosive Perfomance Term) indica que la fragmentación no es controlada por una simple propiedad como es la energía, pero si por una combinación de energía del explosivo, velocidad de detonación, densidad, grado de desacoplamiento entre el explosivo y la pared de taladro, volumen del explosivo a volumen de taladro, velocidad de la onda sónica (onda sísmica) y la geometría del disparo.

CARGA DE EXPLOSIVO DE BAJA SENSIBILIDAD RANGO DE INICIACIÓN

Punto de inicio de la detonación autosostenida

Punto de inicio de la detonación

Iniciación de ANFO con detonador simple solo. (No deseable).

Iniciación de ANFO con detonador reforzado o mini primer. (Poco efectivo).

Iniciación de ANFO con cebo de menor diámetro que el del taladro. (Adecuado).

Iniciación de ANFO con cebo de igual diámetro que el del taladro. (Óptimo).

CARGA: EXPLOSIVOS PEQUEÑO DIÁMETRO.

DE

BAJA

SENSIBILIDAD

EN

• CARGA Y CEBO ADECUADOS TACO

CARGA

CEBO DETONADOR

ACOPLADA (ATACADA)

RESULTADO: DETONACIÓN COMPLETA ARRANQUE ÓPTIMO

RETENCIÓN

VELOCIDAD DE REGIMEN INMEDIATA

ELEVADA PRESIÓN DE TRABAJO

CARGA: EXPLOSIVOS PEQUEÑO DIÁMETRO.

DE

BAJA

SENSIBILIDAD

• CARGA Y CEBO INADECUADOS

(1) CARGA EXCESIVA (2) CARGA MUY CORTA, DESACOPLADA O SUELTA

RESULTADO: DEFLAGRACIÓN ARRANQUE DÉBIL (1)

VELOCIDAD DE REGIMEN TRANSICIONAL SOPLADO Y CRATERIZACIÓN BAJA PRESIÓN DE TRABAJO

EN

CARGA: EXPLOSIVOS PEQUEÑO DIÁMETRO.

DE

BAJA

SENSIBILIDAD

CARGA Y CEBO INADECUADOS

(2) SOPLO Y ANILLADO

CARGA MUY CORTA

BAJA PRESIÓN DE TRABAJO

EFECTO CANAL (GASES ACELERADOS) (3) EXPLOSIVO QUE NO DETONA TIRO FALLADO, TOTAL O PARCIALMENTE

EN

TEMPORIZACIÓN: EFECTOS DE LA SALIDA SECUENCIAL ARRANQUE PARALELO

14

15 7

4

16 6

10

11 2

3

1

FRENTE 12

5 8

13 9

17

18

19

14 15 y 16 4

CORTE LONGITUDINAL

10 y 11 1 2y3 1 12 y 13 5 8 y 9

17

SALIDA DEL ARRANQUE

DISTRIBUCION DE RETARDOS CON EXSANEL 288 288 240

EXEL SS # 1 3 5 7 24 56 140 220 240 288 368

Tiempo 0025 ms 0075 ms 0125 ms 0175 ms 0600 ms 1400 ms 3500 ms 5500 ms 6000 ms 7200 ms 9200 ms

288 240

288

288 56

140

1 40

24

220

24

56

3

5

220

24

368

368

3.5 m

220

24

56

368

3.0 m

56

7

140

140

Número de taladros=32

220

1

368

368

DISEÑO DE PERFORACIÓN EN BREASTING 12

12

12

12

12 7

9 12

12

9

10

9

7

5 7

9 10

7

5

7

5

3

5

3

1

12

9

7

12

9

3

5

7

SECUENCIA DE SALIDAS 11A 11A

11A

Ejemplo

11A

11A

6A

11A

6A

11A

3A 5A

9A

5A 1A

3A

3R

1A

1R

1R

9A

3A

9A 5A

1A

3R

1A

5A

9A

3A 9A

9A 7A

15A

7A

13A

7A

13A

7A

13A

15A

ACOPLAMIENTO Y DESACOPLAMIENTO Efecto de Desacoplamiento Aire y Agua vs. Taladros con Acoplamiento del 100 % a una distancia d = 91 cm.

1) Un explosivo de Ø 6” en un taladro de Ø 6” 2) Un explosivo de Ø 2” en un taladro de Ø 2” 3) Un explosivo de Ø 2” en un taladro de Ø 6” (desacoplamiento en aire) 4) Un explosivo de Ø 2” en un taladro de Ø 6” (desacoplamiento en agua)

1.0 0.75 0.50

Dm = 6” De = 6” Dm = 2” De = 2”

Dm = 6” De = 2” Dm = 6” De = 2”

Aire

Agua

0.25 0

DEFORMACIÒN RELATIVA (micro-pulg./pulg.)

Distancia d = 91 cm.

INTRODUCCIÓN DE LA CARGA EXPLOSIVA DETONADOR

efecto de retén

COLUMNA DE CARGA COMPRIMIDA

TACO