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UNIVERSIDAD DE ATACAMA
FACULTAD DE INGENIERÍA
DEPARTAMENTO INGENIERÍA DE MINAS
ANÁLISIS COMPARATIVO DE LOS SOFTWARE SHOPLUS Y
JKSIMBLAST EN UNA VOLADURA DE PRODUCCIÓN EN OPEN PIT
TOMÁS MICHAEL QUEVEDO TAPIA
2015
UNIVERSIDAD DE ATACAMA
FACULTAD DE INGENIERÍA
DEPARTAMENTO INGENIERÍA DE MINAS
ANÁLISIS COMPARATIVO DE LOS SOFTWARE SHOPLUS Y JK
SIMBLAST EN UNA VOLADURA DE PRODUCCIÓN EN OPEN PIT
“Trabajo de titulación presentado en conformidad a los requisitos para
obtener el título de Ingeniero en ejecución en minas”
Profesor guía Sr. Luis Álvarez Paredes
TOMÁS MICHAEL QUEVEDO TAPIA
2015
DEDICATORIA
A lo largo de mi vida he cometido muchos errores pero también
bastantes éxitos, y en ambos casos siempre ha estado la misma persona, ya
sea para reír o llorar, para animarme o calmarme, es a esta persona que le
dedico este logro y todos los logros que he conseguido y que voy a
conseguir, te doy las gracias por siempre confiar en mí ya sea en el papel de
héroe o villano, pero si aun no sabes que te estoy hablando a ti quiero decirte
que eres la primera mujer que he amado y la única que estoy seguro que
jamás voy a olvidar.... para ti mamá
AGRADECIMIENTOS
Primero que todo quiero agradecer a mi familia por apoyarme en todo
momento de este largo camino universitario en especial a mi madre mi padre
y mi hermano.
También quiero agradecer a todos los profesores del departamento de
Ingeniera en minas de la Universidad de Atacama por su gran apoyo, en
especial a la Srta. Leticia Campos y el Sr. Luis Álvarez que mas que
enseñarme a estudiar para sacarme buenas notas me incentivaron para
aprender a ser un gran profesional.
A mis amigos, aquellos que siempre han estado a mi lado, ayudando con las
tareas, escuchando cuando quería hablar o simplemente jugando un partido
de "play". También a aquellos nuevos amigos y compañeros de la UDA que
muchas veces fueron mi familia.
Por último pero no menos importante agradecer a mi pareja por aguantar la
distancia, por ayudarme en todo lo que necesitaba y darme comprensión
cuando pocos lo hacían
A todos y cada uno de ustedes gracias
RESUMEN
La perforación y tronadura es un proceso clave dentro de los procesos
productivos de una faena minera, lo cual hace indispensable que su
desarrollo sea efectuado de la manera más eficiente. Es por esto que se han
diseñado softwares que buscan a través de sus distintas herramientas
optimizar de la mejor manera el proceso de perforación y tronadura.
El siguiente estudio realiza un análisis comparativo entre dos softwares
pertenecientes a las empresas más importantes de explosivos en el rubro
minero de Chile, Shotplus perteneciente a Orica y JK Simblast perteneciente
a Enaex.
A partir de una única malla de producción se realiza un análisis de cada
una de las herramientas que poseen los programas con la finalidad de
averiguar cuál de los dos programas ofrece una mejor información para la
optimización del proceso de perforación y tronadura.
Los análisis de cada función y herramienta de los programas arrojaron
que si bien ambos poseen ventajas y desventajas, existe uno en particular
que la información entregada producto de sus herramientas es fundamental
para la optimización del proceso de tronadura.
ÍNDICE
1. CAPÍTULO 1 RESUMEN EJECUTIVO ................................................... 1
1.1 Introducción ........................................................................................... 1
1.2 Objetivos generales ............................................................................... 2
1.3 Objetivos específicos ............................................................................. 2
2. CAPÍTULO 2: PERFORACIÓN ............................................................... 3
2.1 Perforación en minería cielo abierto ...................................................... 3
2.2 Actividades de la perforación ................................................................. 3
2.2.1 Diseño de la malla de perforación ............................................ 4
2.2.2 Selección de equipos a utilizar ................................................. 12
3. CAPÍTULO 3: TRONADURA .................................................................. 17
3.1 Tiro ......................................................................................................... 17
3.2 Tipos de tronadura ................................................................................. 18
3.2.1 Tronadura de contorno ............................................................. 19
3.2.2 Tronadura de producción ......................................................... 20
4. CAPÍTULO 4: EXPLOSIVOS .................................................................. 22
4.1 Clasificación de explosivos .................................................................... 22
4.1.1 Explosivos mecánicos .............................................................. 23
4.1.2 Explosivos nucleares ................................................................ 23
4.1.3 Explosivos químicos ................................................................. 24
4.2 Características de los explosivos ........................................................... 24
4.2.1 Características funcionales ...................................................... 25
4.2.1.1 Características Rompedoras ................................................. 25
4.2.1.2 Características Energéticas .................................................. 30
4.2.2 Características prácticas .......................................................... 31
4.3 Explosivos industriales ........................................................................... 35
4.3.1 Tipos de explosivos industriales ............................................... 35
4.3.2 Criterios de selección de explosivos......................................... 41
4.3.3 Accesorios de voladuras .......................................................... 46
4.3.4 Métodos de iniciación ............................................................... 55
5. CAPÍTULO 5: MECANISMO DE FRAGMENTACIÓN
DE LA ROCA ............................................................................................... 63
5.1 Etapas de la fragmentación ................................................................... 63
5.2 Modelos predictivos ............................................................................... 69
6. CAPÍTULO 6: SHOTPLUS ...................................................................... 76
6.1 Herramientas de diseño ......................................................................... 76
6.2 Herramientas de cálculo ........................................................................ 80
7. CAPÍTULO 7: JK SIMBLAST .................................................................. 84
7.1 Proceso de diseño y simulación de tronadura
con JK Simblast 2DBench ........................................................................... 85
7.1.1 Importación de archivos ........................................................... 85
7.1.2 Diseño y configuración de Barrenos ......................................... 85
7.1.3 Carguío y amarre de pozos ...................................................... 86
7.1.4 Simulación detonación ............................................................. 87
7.1.5 Análisis y contribución de energía ............................................ 88
7.1.6 Análisis de vibraciones ............................................................. 88
7.1.7 Análisis de fragmentación ........................................................ 88
8. CAPÍTULO 8: DISEÑO DE MALLA TRONADURA ................................ 89
8.1 Modelo de RQD ..................................................................................... 89
8.2 Determinación del índice de Carga Puntual IS50 .................................... 90
9. CAPÍTULO 9: APLICACIÓN DE SOFTWARE SHOTPLUS EN MALLA DE
PRODUCCIÓN DE TRONADURA .............................................................. 96
9.1 Creación o importación de Malla de perforación y tronadura ................. 97
9.2 Configuración de barrenos ..................................................................... 98
9.3 Carga de explosivos .............................................................................. 99
9.4 Amarre ................................................................................................. 100
9.5 Detonación ........................................................................................... 101
9.6 Análisis de secuencia de salida ........................................................... 101
9.7 Ángulo de iniciación ............................................................................. 103
9.8 Rebaje montero ................................................................................... 104
9.9 Cuadro de tiempo ................................................................................ 105
9.10 Cantidad de material .......................................................................... 106
10. CAPÍTULO 10: APLICACIÓN DE SOFTWARE JK SIMBLAST EN
MALLA DE PRODUCCIÓN DE TRONADURA ......................................... 107
10.1 Diseño y configuración de malla de tronadura ................................... 108
10.2 Carguío de explosivos y configuración de amarre ............................. 109
10.3 Simulación de detonación .................................................................. 110
10.4 Análisis de distribución de energía .................................................... 111
10.5 Análisis de Fragmentación de la roca ................................................ 112
10.6 Cantidad de material .......................................................................... 116
11. CAPÍTULO 11: CONCLUSIÓN ........................................................... 117
12. CAPÍTULO 12: BIBLIOGRAFÍA .......................................................... 119
ÍNDICE DE FIGURAS
CAPÍTULO SEGUNDO: PERFORACIÓN
2.1 Parámetros de diseño de malla de perforación .................................. 6
2.2 Tipos de mallas de perforación .......................................................... 7
2.3 Zonas de tronaduras .......................................................................... 8
2.4 Inclinación del pozo ........................................................................... 9
2.5 Sistemas de perforación rotativos ...................................................... 13
2.6 Descripción general del Equipos de Perforación ............................... 13
2.7 Tricono ............................................................................................... 16
CAPÍTULO TERCERO: TRONADURA
3.1 Secciones de un tiro .......................................................................... 18
3.2 Secciones de tronadura de producción .............................................. 21
CAPÍTULO CUARTO: EXPLOSIVOS
4.1 Clasificación de los explosivos ........................................................... 23
4.2 Dinamita semigelatina ........................................................................ 36
4.3 Nitrato de amonio ............................................................................... 37
4.4 Anfo ................................................................................................... 38
4.5 Hidrogel.............................................................................................. 39
4.6 Emulsiones ....................................................................................... 40
4.7 Mecha para minas ............................................................................. 46
4.8 Cordón detonante .............................................................................. 47
4.9 APD ................................................................................................... 48
4.10 Detonadores .................................................................................... 50
4.11 Detonador a mecha ......................................................................... 51
4.12 Detonador eléctrico instantáneo ...................................................... 52
4.13 Detonador eléctrico con retardo ....................................................... 52
4.14 Detonador no eléctrico ..................................................................... 53
4.15 Detonador electrónico ...................................................................... 54
4.16 Sistema convencional ...................................................................... 57
4.17 Sistema de iniciación con cordón detonante ................................... 58
4.18 Iniciación con sistema eléctrico convencional y secuencial ............. 60
4.19 iniciación con sistema no eléctrico ................................................... 62
5. CAPÍTULO QUINTO: MECANISMO DE FRAGMENTACIÓN
DE LA ROCA
5.1 Agrietamiento radial ........................................................................... 65
5.2 Reflexión de la onda choque.............................................................. 65
5.3 Rotura por flexión ............................................................................... 66
5.4 Fase 1 ................................................................................................ 67
5.5 Fase 2 ................................................................................................ 67
5.6 Fase 3 ................................................................................................ 68
5.7 Fase 4 ................................................................................................ 68
6. CAPÍTULO SEXTO: SHOTPLUS
6.1 Importación de datos ......................................................................... 77
6.2 Herramientas de dibujo ...................................................................... 78
6.3 Herramientas de voladura .................................................................. 79
6.4 Herramientas de I-kon ....................................................................... 80
6.5 Visualizar ........................................................................................... 81
6.6 Ángulo de inclinación ......................................................................... 81
6.7 Primer movimiento ............................................................................. 82
6.8 Rebaje montera ................................................................................. 82
6.9 Cantidades de material ...................................................................... 83
7. CAPÍTULO SÉPTIMO JK SIMBLASTN
7.1 Importación de archivos ..................................................................... 85
7.2 Diseño y configuración de Barrenos .................................................. 86
7.3 Carguío y amarre de pozos................................................................ 86
7.4 Simulación detonación ....................................................................... 87
8. CAPÍTULO OCTAVO: DISEÑO DE MALLA TRONADURA
8.1 Malla diseñada en AutoCad ............................................................... 95
9. CAPÍTULO NOVENO: APLICACIÓN DE SOFTWARE SHOTPLUS EN
MALLA DE PRODUCCIÓN DE TRONADURA
9.1 Creación de Malla de perforación y tronadura aplicada ..................... 97
9.2 Configuración de barrenos aplicado .................................................. 98
9.3 Carga de explosivos aplicada ............................................................ 99
9.4 Amarre aplicado ............................................................................... 100
9.5 Detonación aplicada ........................................................................ 101
9.6 Análisis de secuencia de salida aplicada ......................................... 102
9.7 Ángulo de iniciación aplicado ........................................................... 103
9.8 Rebaje montero aplicado ................................................................. 104
9.9 Cuadro de tiempo aplicado .............................................................. 105
9.10 Cantidad de material aplicado ........................................................ 106
10. CAPÍTULO DECIMO: APLICACIÓN DE SOFTWARE JK SIMBLAST EN
MALLA DE PRODUCCIÓN DE TRONADURA
10.1 Diseño de malla ............................................................................. 109
10.2 Carguío de malla Jk Simblast ........................................................ 110
10.3 Detonación de malla Jk Simblast ................................................... 110
10.4 Distribución de energía .................................................................. 112
10.5 Cantidad de material ...................................................................... 116
ÍNDICE DE TABLAS
1.- CAPÍTULO OCTAVO: DISEÑO DE MALLA TRONADURA
8.1 Tabla Código RQD / Descripción ....................................................... 90
8.2 Tabla de dureza ................................................................................. 91
8.3 Tabla de relación blast index y malla perforación .............................. 92
8.4 Parámetros de una malla de perforación ........................................... 93
8.5 Explosivos utilizados para cargar pozos ............................................ 94
2.- CAPÍTULO DECIMO: APLICACIÓN DE SOFTWARE JK SIMBLAST EN
MALLA DE PRODUCCIÓN DE TRONADURA
10.1 Parámetro de diseño Jk Simblast .................................................. 108
10.2 Parámetros de explosivos Jk Simblast .......................................... 109
10.3 Propiedades geomecánicas de la roca ......................................... 113
10.4 Cálculo de factor de roca Lilly ........................................................ 114
10.5 Resultados de predicción de fragmentación de roca Kuz Ram ..... 115
ÍNDICE DE GRÁFICOS
1. CAPÍTULO SEGUNDO: PERFORACIÓN
2.1 Gráfico de métodos de perforación según la dureza de la roca ......... 12
2. CAPÍTULO CUARTO: EXPLOSIVOS
4.1 Vod vs. Densidad (D) ......................................................................... 27
3. CAPÍTULO SEXTO: SHOTPLUS
6.1 Cuadro de tiempo .............................................................................. 83
4. CAPÍTULO DECIMO: APLICACIÓN DE SOFTWARE JK SIMBLAST EN
MALLA DE PRODUCCIÓN DE TRONADURA
10.1 Cantidad de carga detonada vs tiempo de detonación .................... 111
10.2 Predicción de fragmentación de roca Kuz Ram ............................... 115
1
Capítulo 1: RESUMEN EJECUTIVO
1.1.- Introducción
Con advenimiento de la era de la computación. Los procesos se han
desarrollado con mayor rapidez, por ende, contar con sistemas que procese
y entregue información resumida y precisa, es primordial para la toma de
decisiones. La minería no está exenta de esta era de la computación, y por lo
tanto también necesita sistemas que simplifiquen la entrega de información.
La perforación y tronadura es un proceso unitario muy importante en los
procesos productivos de una faena minera ya que de la eficiencia de sus
resultados dependen la mayoría de los demás procesos. Es por esto mismo
que es necesario utilizar software de minería avocados a la perforación y
tronadura para lograr optimizar este proceso.
En el siguiente estudio se analizaran dos softwares pertenecientes a las
dos empresas más importantes de explosivos en chile, ShotPlus de ORICA y
JK Simblast de Enaex. Estos softwares serán estudiados a profundidad en
base a una malla de voladura de producción en open pit.
El objetivo de este estudio es realizar un análisis comparativo entre
estos dos softwares e identificar cuál de ellos es el que entrega mayor
información para lograr una optimización del proceso de tronadura, esto lo
lograremos utilizando la misma malla de voladura de una empresa minera
para ambos software y utilizaremos todas las herramientas posibles de cada
uno.
2
1.2 Objetivos generales
El presente estudio tiene como objetivo, realizar un análisis comparativo
entre dos softwares de tronadura, el primero ShotPlus y el segundo JK
Simblast, basándose en la misma información inicial, que considera el diseño
de una malla de tronadura de producción, parámetros de perforación y de los
explosivos aplicados.
1.3 Objetivos específicos
Aplicar todas las herramientas de ambos programas para la
optimización de la tronadura
Analizar de forma detallada cada una de las herramientas de ambos
programas para obtener la mayor cantidad de información sobre la
tronadura.
3
Capítulo 2: PERFORACIÓN
2.1 Perforación en minería cielo abierto.
La perforación es la operación que da inicio al proceso productivo en
una faena minera. En la mayoría de los casos, se realiza esta actividad
perforando huecos cilíndricos en la roca (pozos) para insertar y detonar
material explosivo con la finalidad de fragmentar y separar los minerales
desde la corteza terrestre. Para crear un orificio en un sólido es necesario
aplicar energía la cual se obtiene mediante métodos mecánicos, esta energía
mecánica se puede efectuar mediante dos acciones percusión y rotación.
Percusión: La herramienta penetra la roca por el efecto de impactos
sucesivos de alta frecuencia y gran energía.
Rotación: La herramienta barrena la roca por la acción conjunta de un
torque de rotación y de una gran fuerza de empuje aplicada sobre la
superficie rocosa. La perforación es el primer paso en la explotación
de un yacimiento minero y es fundamental en la cadena de procesos
que se desarrollan en la explotación minera.
2.2 Actividades de la perforación.
La construcción de los pozos o tiros de perforación, en los que se
colocará el explosivo que más tarde será detonado, supone la ejecución de
la siguiente secuencia de actividades:
Diseño de la malla de perforación.
Selección de equipos a utilizar.
4
2.2.1 Diseño de la malla de perforación.-
El número de pozos a perforar, la ubicación y características de cada
uno de estos, respecto a los otros, definen una malla o diagrama de
perforación. Para generar una correcta disposición geométrica de las
perforaciones o pozos hay que analizar detalladamente los principales
parámetros que definen o determinan esta geometría. Los parámetros para
el diseño de la malla de perforación son:
Información geológica
Diámetro
Burden
Espaciamiento
Tipo de malla
Angulo de inclinación
Largo de perforación
A) Información Geológica.-
La malla de perforación podrá estar definida como un global en el caso
de no discriminar sectores específicos de la explotación, o podrá definirse
una malla particular para cada caso existente (mineral, estéril, sectores
conflictivos, pre corte, bancos dobles, etc.). Es así como la información
entregada por el departamento de geología, la cual proporciona planos con
información geológica y geotécnica de los bancos, nos determina cual es el
tipo de perforación más adecuada
B) Diámetro.-
El diámetro de perforación es uno de los parámetros más importantes
de esta operación y generalmente cambia dependiendo de la zona de
perforación (Producción, pre-corte o amortiguado). El diámetro de perforación
idóneo para un trabajo dado depende de los siguientes factores:
5
Características del macizo rocoso que se desea volar.
Grado de fragmentación requerido.
Altura de banco y configuración de las cargas.
Economía del proceso de perforación y voladura.
C) Burden.-
La dimensión del burden se define como la distancia medida
perpendicularmente de un tiro a la cara libre.
La selección del burden “B”, es muy importante asegurarse de que su
dimensión es la adecuada. Valores mayores o menores con respecto al
teórico previsto pueden darse en las siguientes situaciones:
Error de posicionamiento o replanteo del pozo.
Falta de paralelismo entre el pozo y la cara del banco.
Desviaciones del pozo durante la perforación.
Irregularidades en el frente del talud.
Además si el burden es excesivo los gases de la explosión encuentran
mucha resistencia para agrietar y desplazar la roca, y parte de la energía se
transforma en energía sísmica aumentando la intensidad de las vibraciones.
Si la dimensión del burden es reducida los gases se escapan y
expanden a una velocidad muy alta hacia el frente libre, impulsando a los
fragmentos de roca, proyectándolos de forma incontrolada, y provocando
además un aumento en la sobrepresión aérea y el ruido. Las otras variables
de diseño son más flexibles y no producirán diferencias tan drásticas en los
resultados como la misma proporción de error en la dimensión del burden.
Para definir la dimensión del bordo se utilizan distintas fórmulas empíricas
entre ellas:
Fórmula de Andersen
Fórmula de Langefors
6
Fórmula de C.Konya
Fórmula de Ash.
D Espaciamiento.-
El espaciamiento es la distancia entre pozos contiguos de una misma hilera,
este se calcula en relación de la longitud del burden, a la secuencia de
encendido y el tiempo de retardo entre taladros.
El incorrecto cálculo del espaciamiento también puede generar diversos
efectos en la tronadura, si el espaciamiento es muy pequeños producen un
exceso de trituración y caracterización en la boca del taladro y lomos al pie
de la cara libre. Por otro lado, espaciamientos excesivos producen
fracturación inadecuada, lomos al pie del banco y una cara libre frontal muy
irregular.
Figura Nº 2.1 Parámetros de diseño de malla de perforación
7
E) Tipos de malla.-
En minería cielo abierto, habitualmente, los tipos de mallas más
utilizados son utilizados son cuadrados o rectangulares, debido a la facilidad
de replanteo de los pozos. No obstante, los esquemas más efectivos son los
denominados triangulares y entre ellos el mejor es el que forma triángulos
equiláteros, ya que es el que proporciona la mejor distribución de la energía
del explosivo en la roca y permite obtener una mayor flexibilidad en el diseño
de la secuencia de encendido y dirección de salida de la voladura.
Figura Nº 2.2 Tipos de malla de perforación
No obstante en las mallas de perforación existen distintas zonas las
cuales se clasifican según:
Zona de contorno
Zona de producción.
Zona de contorno.-
Es la zona de material que está cerca de la línea de diseño y de la
nueva cara de banco, por tal motivo la tronadura debe ser controlada para no
generar daños. La zona de contorno abarca un ancho de 20–35 metros y se
divide en Recorte y Pre-corte.
8
Figura Nº 2.3 Zonas de tronaduras
La voladura de recorte es un método especial que se emplea para
preservar la roca circundante que deba seguir en su sitio, sin ser volada. En
la parte de la roca en que haya que hacer un recorte, se perforan los
barrenos mucho más próximos entre si de lo normal, y la concentración de
cara del explosivo es pequeña.
La precisión en la perforación tiene la máxima importancia, y si hay que
perforar barrenos profundos, puede ser conveniente usar equipo de guiado
para los útiles de perforación.
En minería a cielo abierto cuando los barrenos de recorte tienen el mismo
diámetro que los de producción, esta técnica se conoce con el nombre de
“trim blasting”
E= 16 x D y B= 1.3 x D (Fórmula 1)
La voladura de pre-corte como su propio nombre lo indica, se trata de
provocar una superficie de discontinuidad en el terreno (grieta continua), de
acuerdo a un perfil predefinido, previamente a la voladura del mismo. El
objetivo es definir la nueva cara del banco.
E = 10 x D (Fórmula 2)
9
Zona de producción.-
Se tiene como recomendación que estas tronaduras no superen las 12
filas, ya que un número mayor de filas podría generar niveles de vibraciones
y ondas aéreas muy altas. Las mallas varían de acuerdo a las características
del material a tronar, el tipo de roca y las condiciones de agua.
F) Inclinación del pozo.-
Por regla general el desplazamiento de roca es máximo cuando el
ángulo de inclinación de los pozos es de 45°, pero esta inclinación es difícil
de conseguir debido a que los equipos de perforación presentan muchas
complicaciones al realizarla. Es por esto que en la práctica la inclinación de
los pozos varía desde los 15° a 30°.
Figura Nº 2.4 Inclinación del pozo
10
G) Longitud de perforación.-
La longitud del pozo está definida y/o condicionada por los siguientes
parámetros:
altura de banco
taco
pasadura
columna de carga
Altura de banco “H”.-
La altura de banco es la distancia vertical desde la superficie horizontal
superior (cresta) a la inferior (piso). Esta es condicionada en función del
equipo de excavación, del diámetro de perforación, de la resistencia de la
roca de la estructura geológica, de la mineralización y de aspectos de
seguridad.
Por otro lado, se debe tener en cuenta que si la altura de banco es igual
al burden (1:1) la fragmentación resultará gruesa, con sobre excavación y
lomos al piso, porque la cara libre no se podrá flexionar.
Si la altura es el doble del burden (2:1) la fragmentación mejora y los
lomos disminuyen. Si la altura de banco es tres o más veces mayor (3:1) la
relación H/B permitirá la flexión, lográndose fragmentación menuda y
eliminación de los otros efectos.
Taco “T”.-
Es necesario resaltar, que un factor primordial para obtener una fractura
eficiente, es un barreno óptimamente cargado, pero generalmente el pozo no
es cargado en su totalidad por lo que es necesario usar un taco.
Se define como la longitud de barreno que en la parte superior se
rellena con un material inerte y tiene la misión de confinar y retener los gases
11
producidos en la explosión para permitir que se desarrolle por completo el
proceso de fragmentación de la roca. Si el taco es insuficiente se producirá
un escape prematuro de los gases a la atmósfera, generándose problemas
de onda aérea y riesgo de proyecciones. Por el contrario, con un retacado
excesivo se obtendrá gran cantidad de bloques procedentes de la parte alta
del banco, poco esponjamiento de la pila de material y un nivel de vibración
elevado.
En la práctica su longitud usual es de 1/3 del largo total del taladro. Si
se tiene en cuenta al burden y resistencia de la roca, el taco variará entre T =
0,7 B para material muy competente, como granito homogéneo, o en un radio
de taco o burden que puede aproximarse a 1, es decir: T = B para material
incompetente con fisuras y fracturas abiertas.
Pasadura “J”.-
La pasadura o también llamada sobre-perforación “J” es la longitud de
barreno por debajo del nivel el piso que se necesita para romper la roca a la
altura del banco y lograr una fragmentación y desplazamiento adecuado que
permita al equipo de carga alcanzar la cota de excavación prevista.
Si la sobre-perforación es pequeña no se producirá el corte en la
rasante proyectada, resultando la aparición de repiés con un considerable
aumento de los costes de carga.
El valor de la sobre-perforación para que se produzca la intersección de
las superficies cónicas al nivel de banco vale normalmente j = 0,3 B.
Columna de carga.-
La longitud de la carga de columna, por consiguiente se obtiene de la
altura del barreno, disminuido en la suma entre la carga de fondo y el
retacado:
Cc= H-T-J (Fórmula 3)
12
2.2.2 Selección de equipos a utilizar.-
La operación de perforación se realiza con equipos diseñados para este
fin, como perforadoras y equipos auxiliares (compresores, captadores de
polvo). Las características de la flota de perforadoras seleccionada tienen
relación directa con las características de la mina, tanto físicas como
geométricas y operacionales (rendimientos exigidos, envergadura de las
tronaduras, sectores especiales).
Para efectos de las características de la explotación minera de cobre a
cielo abierto en Chile, los sistemas utilizados, prácticamente en la totalidad
de las faenas mineras, son los sistemas de perforación rotativos. El principio
utilizado por este sistema consiste en aplicar energía a la roca haciendo rotar
una herramienta (tricono) conjuntamente con la acción de una gran fuerza de
empuje.
Gráfico Nº 2.1 Gráfico de métodos de perforación según la dureza de la roca.
Los sistemas de perforación rotativos utilizan directamente la energía
eléctrica (motores) o combinaciones electro-hidráulicas para el
accionamiento de los diferentes mecanismos que intervienen en el proceso
(rotación, fuerza de empuje, etc.). Asimismo, también es frecuente el uso de
un motor diésel como unidad de potencia en combinaciones diésel-hidráulico
diesel-eléctrico
13
Figura Nº 2.5 Sistemas de perforación rotativos
En la práctica minera, este sistema de perforación presenta tres
variantes según el tipo de herramienta utilizado:
Rotación con trépano cortante (rocas blandas)
Rotación con trépano triturante
Rotación con herramienta abrasiva (sondajes de exploración)
Figura Nº 2.6 Descripción general de Equipos de Perforación
Se utilizan dos sistemas de montaje:
Sobre orugas
Sobre neumáticos (camión).
14
Los factores que influyen en la elección, de uno u otro sistema, son las
condiciones del terreno y principalmente el grado de movilidad requerido.
Mientras están perforando, estos equipos se apoyan sobre tres o cuatro
patas hidráulicas, que además de soportar su peso sirven para nivelar la
máquina.
El montaje sobre orugas se utiliza preferentemente en las grandes
minas a cielo abierto, donde los requerimientos de movilidad son escasos.
Su limitación en cuanto a menor velocidad de traslación (2 a 3 km/h) es poco
relevante cuando el equipo permanece durante largos períodos operando en
un mismo banco o sector de la mina. En faenas de tamaño mediano, donde
se requiere un desplazamiento más frecuente y ágil del equipo (movilidad),
se prefiere el montaje sobre neumáticos. Estos equipos van montados sobre
un camión de dos o tres ejes los más livianos, y sólo los de mayor tamaño se
construyen sobre un chasis de cuatro ejes. Su velocidad media de
desplazamiento es del orden de diez veces mayor al sistema de perforación
montado sobre orugas (20 a 30 km/h).
La fuente primaria de potencia utilizada por estos equipos puede ser
eléctrica o motores diésel. Los equipos que perforan diámetros superiores a
9 pulgadas (gran minería a cielo abierto) por lo general son alimentados por
energía eléctrica que es suministrada a la máquina mediante un cable que la
conecta con sub-estaciones ubicadas al interior del rajo. Se les denomina
equipos “Full-electric”. También existen versiones diésel-eléctricas,
diseñadas para minas de gran producción que no disponen de suministro de
energía eléctrica. En el caso de perforadoras de menor tamaño, montadas
sobre un camión, la fuente de energía es uno o dos motores diésel. En la
actualidad se prefiere utilizar dos motores, por su mayor eficiencia y por las
características de los motores requeridos.
El torque de rotación se transmite a la herramienta por intermedio de la
columna de barras. El accionamiento del sistema lo provee un motor eléctrico
15
o hidráulico montado sobre el cabezal deslizante. En los equipos full-electric
se utiliza un motor eléctrico de corriente continua, que permite una fácil
regulación de la velocidad de rotación en un rango entre 0 a 150 rpm. Los
equipos montados sobre un camión, con unidad de potencia diésel, utilizan
un motor hidráulico que opera en circuito cerrado con una bomba de presión
constante y un convertidor de torque, que permite variar la velocidad de
rotación.
El efecto de penetración se logra a través de la aplicación de una fuerza
de empuje que depende de la resistencia de la roca y del diámetro de
perforación. Casi siempre esta fuerza se obtiene a partir de un motor
hidráulico y, por lo general, el mecanismo de empuje está diseñado para
aplicar una fuerza del orden de un 50% del peso de la máquina (los equipos
de mayor tamaño que operan hoy en día alcanzan un peso de hasta 120
toneladas). El sistema, además, permite accionar el izamiento de la columna
de barras, a velocidades de elevación del orden de 20 metros por minuto.
El barrido del detritus de la perforación se realiza con aire comprimido,
para lo cual el equipo está dotado de uno o dos compresores ubicados en la
sala de máquinas. Mediante un tubo flexible se inyecta el flujo de aire a
través del cabezal de rotación, por el interior de la columna de barras hasta
el fondo del pozo. Dependiendo de la longitud de los tiros, la presión
requerida se ubica en un rango de 2 a 4 [Bar].
En las aplicaciones mineras con fines de fragmentación de rocas, las
herramientas de perforación utilizadas son exclusivamente los triconos. La
tecnología del tricono se ha utilizado por más de 50 años en equipos
rotativos diseñados para realizar perforaciones de tronadura en minas a cielo
abierto. Innovaciones que guardan relación con el diseño de estos triconos y
la calidad de los aceros utilizados en su fabricación, le otorgan, actualmente,
a este sistema una gran versatilidad. Se aplica tanto en rocas blandas como
muy duras. Su única limitación es el diámetro de perforación, pues este
16
sistema no se aplica en diámetros menores a 175 mm para fines de
fragmentación de rocas. En Chile actualmente del orden de un 80% de la
producción de cobre proviene de faenas que aplican esta práctica de
perforación.
El efecto de penetración de un tricono se obtiene por la aplicación
combinada de dos acciones; indentación y corte. Los dientes o insertos del
tricono, al rodar sobre el fondo, penetran o se entierran en la roca por la
aplicación de una gran fuerza de empuje. Esta acción es la que produce la
trituración de la roca. También, por efecto de un desplazamiento lateral de
los rodillos, se consigue una acción de corte o desgarre de la roca.
Figura Nº 2.7 Tricono
17
Capítulo 3: TRONADURA
Es un proceso tridimensional, en el cual las presiones generadas por
explosivos confinados dentro de taladros perforados en la roca, originan una
zona de alta concentración de energía que produce dos efectos dinámicos:
fragmentación y desplazamiento.
La fragmentación se refiere al tamaño de los fragmentos producidos, a
su distribución y porcentajes por tamaños, mientras que el segundo se refiere
al movimiento de la masa de roca triturada. Una adecuada fragmentación es
importante para facilitar la remoción y transporte del material volado y está en
relación directa con el uso al que se destinará este material, lo que calificará
a la “mejor” fragmentación. Así en la minería cielo abierto se busca una
fragmentación menuda que facilite los procesos posteriores y esto se logra
siguiendo la siguiente secuencia de actividades:
Preparación de la zona de trabajo (incluye aislamiento del sector),
Posicionamiento de equipos de carguío de explosivos
Introducción del explosivo y los accesorios y taco necesarios
Control de calidad del explosivo (en ciertos casos)
Amarre según secuencia de detonación especificada
Revisiones de seguridad en el sector (y otros sectores
involucrados)
Primer aviso
Avisos posteriores y últimos
Tronadura
Ventilación o limpieza del sector (hasta que la zona quede limpia)
Revisión de seguridad (tiros quedados, bloques colgados)
Quema de tiros quedados, descolgado de bloques, reducción
secundaria.
18
3.1 Tiro
La consecuencia de introducir el explosivo en los pozos de perforación,
con sus respectivos accesorios y realizar el amarre para dar la secuencia de
la salida de cada uno de ellos es a lo que llamamos “Tiro” o “Columna
explosiva”, cuyo diseño depende de las características de la roca, la
capacidad de los explosivos, la granulometría deseada y tipo de pozos.
Es un proceso en el cual se logra un adecuado grado de fragmentación
de la roca, de tal modo que haga mínimo el costo global de las operaciones
de Carguío, Transporte, Chancado y Molienda de la roca y minimizar el daño
al macizo rocoso en su entorno, protegiendo la integridad de los bancos y la
estabilidad de los taludes, para hacer viable las operaciones mineras en el
largo plazo.
Figura Nº 3.1 Secciones de un tiro
3.2 Tipos de tronadura:
Las tronaduras no necesariamente se utilizan en la minería cielo abierto
para la extracción de minerales, sino que además para otros propósitos, es
por esto que se debe controlar el daño sobre las paredes del talud por lo que
se propone realizar distintos tipos de tronaduras las cuales son:
19
3.2.1 Tronadura de contorno:
Las tronaduras tienen como propósito remover el material que está
cerca de la línea de diseño y de la nueva cara de banco, por tal motivo deben
ser controladas para no generar daños. La zona de contorno abarca un
ancho de 20–35 metros.
En la actualidad las técnicas de tronaduras más usadas en la actualidad
son:
Tronadura de Pre-Corte.
Tronadura Amortiguada o Buffer.
A) La tronadura de pre-corte.-
Tiene por finalidad generar una línea de debilidad tras la tronadura, esto
debido a una serie de tiros en una sola fila de excavación con el objeto de
generar una discontinuidad o plano de fractura. Los tiros son generalmente
del mismo diámetro y sin pasadura. Los beneficios de la tronadura de pre-
corte son:
Formación de una pared de banco más estable
Generar el límite de penetración de la pala.
Obtener las bermas programadas.
Crear una percepción de seguridad.
El pre-corte debe permitir fracturar un plano para atenuar vibraciones en
la tronadura principal, lo anterior depende mucho de la calidad de las
fracturas que se formen. Las vibraciones serán menores, mientras éstas
crucen fracturas lo más abiertas y limpias posibles. A parte de las
vibraciones, el empuje de gases de explosión generados en las tronaduras
también es responsable de los daños producidos en la pared final, por lo
tanto la línea de fractura generada por el precorte también debe actuar como
zona de evacuación de gases.
20
B) Tronadura Amortiguada o Buffer.
Provee algún control sobre el número de fragmentos y la dirección en la
cual estos vuelan, esto permite que el equipo de carguío se ubique muy
cerca de la detonación sin mayor riesgo. Usualmente se ocupan diámetros
menores de perforación y mallas más reducidas con respecto a la tronadura
de producción.
Otro aspecto importante es sobre la pasadura del tiro Buffer que se
pueden encontrar sobre o cerca a las bermas del banco inferior, en estos
tiros se recomienda disminuir o eliminar la pasadura con el objeto de
minimizar el daño que provoca la carga de fondo
3.2.2 Tronadura de Producción.
La voladura de producción, como su nombre lo indica, son las que se
realizan directamente en el macizo rocoso con la finalidad de separar el
mineral de interés, además de disminuir el tamaño de las rocas con el
objetivo de hacer más fácil su transporte al área de producción.
La tronadura de producción contempla la tronadura de una malla de
perforación en la que se incluyen solo las filas de producción, en cambio una
tronadura de cierre incluye filas de producción y filas buffer. En una tronadura
de producción se remueven cerca de 100.000 ton a 500.000 ton.
Las mallas que se utilizan son perforadas con diámetros de 10 “– 12” y
varían de acuerdo a las características del material a tronar, el tipo de roca y
las condiciones de agua. Se tiene como recomendación que estas
tronaduras no superen las 12 filas, ya que un número mayor de filas podría
generar niveles de vibraciones y ondas aéreas muy altas.
21
Figura Nº 3.2 Secciones de una tronadura de producción
22
Capítulo 4: EXPLOSIVOS
Los explosivos son sustancias químicas con un cierto grado de
inestabilidad en los enlaces atómicos de sus moléculas que, ante
determinadas circunstancias o impulsos externos, propicia una reacción
rápida de disociación y nuevo reagrupamiento de los átomos en formas más
estables. Esta reacción se conoce con el nombre de detonación y origina
gases a muy alta presión y temperatura, los cuales generan a su vez una
onda de compresión que recorre el medio circundante.
De esta forma, la energía química contenida en el explosivo se
transforma en la energía mecánica de esa onda de compresión. Cabe
señalar que en contra de lo que pudiera imaginarse, no es cuantitativamente
importante. La clave que le proporciona su singular poder expansivo es su
capacidad de liberarla en un corto espacio de tiempo.
La onda de compresión se genera por el aumento de volumen que
sufren los productos de reacción en forma gaseosa, de manera que se
dispone de energía mecánica suficiente y aplicable a la fragmentación de
rocas, convirtiéndose en un elemento clave en minería y en todo tipo de
excavaciones en roca.
4.1 Clasificación de explosivos
En términos generales los explosivos se pueden clasificar según su
forma de producir energía en:
Explosivos Mecánicos
Explosivos Nucleares
Explosivos Químicos
23
Figura Nº 4.1 Clasificación de los explosivos
4.1.1 Explosivos Mecánicos:
Los explosivos mecánicos son los que utilizan principalmente la energía
mecánica para fragmentar la roca. Ya no se usan en minería, y sus funciones
se restringen a labores puntuales y/o obras civiles con requerimientos de
explosivos menores.
En ellos la energía se genera a través de la vaporización repentina de
materias inertes, por medio de la introducción de un material a muy alta T°
Artefacto que consiste en un tubo ajustado con un disco de ruptura y lleno de
dióxido de carbono líquido. Al encenderse el elemento calefactor, el disco se
rompe y los gases emanados se expanden dentro de la perforación
provocando el rompimiento de la roca.
4.1.2 Explosivos Nucleares:
Los explosivos nucleares utilizan la energía nuclear para fragmentar la
roca. Dadas las características propias de los elementos nucleares que se
emplean como fuente de energía y los riesgos asociados a la
implementación de este tipo de tecnología, tanto para las personas como
para el medio ambiente, actualmente no se usan en laminería
24
En ellos la liberación de la energía se realiza por fusión o fisión nuclear,
consiste en Plutonio, Uranio 235 o materiales similares, lo que se activan
atómicamente y se controlan hasta un nivel crítico que al ser sobrepasado se
genera una explosión del orden de los 1015 pie-lb/lb mientras que en los
químicos se produce un trabajo del orden de los 8x104 pie-lb/lb.
4.1.3 Explosivos Químicos.-
En minería se usan los explosivos químicos, que son la mezcla de
elementos combustibles y oxidantes en que generalmente el oxígeno es el
elemento oxidante. De acuerdo con el tipo de energía que se libera, los
explosivos químicos se clasifican en altos explosivos y agentes de tronadura.
Ambos liberan energía de choque y energía de gas.
Los altos explosivos detonan por medio de un detonador, a diferencia
de los agentes de tronadura, que necesitan otro producto explosivo para
detonar confiablemente.
En el caso de los agentes de tronadura, la energía de gas se libera al
final de la reacción, y en mayor proporción cuando ésta tiene lugar bajo
condiciones de confinamiento. Esto significa que se alcanza a proporciones
cercanas al 80% o 90% de la energía que se utiliza para fragmentar y mover
la roca.
4.2 Características de los explosivos.-
Es importante conocer las características propias de cada explosivo con
el fin de determinar su correcta utilización, principalmente en función de las
propiedades geo-estructurales y geo-mecánicas de la roca en que se
realizará la tronadura y de los componentes que se han utilizado para su
elaboración. Con el conocimiento de esta información se podrá evaluar y
determinar el explosivo más adecuado requerido para el desarrollo voladuras
25
en cielo abierto. Las características que serán descritas a continuación se
pueden dividir básicamente en dos grupos:
Características funcionales.
Características prácticas.
4.2.1 Características funcionales.-
Son las características referentes al funcionamiento o detonación de un
explosivo y se pueden dividir en dos subcategorías:
Rompedoras
Energéticas.
4.2.1.1 Características rompedoras.-
Asociadas al impacto violento de la onda de choque generada durante
la detonación, donde se pueden distinguir:
Velocidad de Detonación
Densidad
Presión de Detonación
A) Densidad.-
Corresponde al peso del explosivo por unidad de volumen. Tiene
primordial importancia a la hora de decidir la utilización de un explosivo,
puesto que influye notoriamente en la velocidad y la presión de detonación.
Es un indicador de la concentración de carga en los tiros, que
comúnmente es proporcionado por los fabricantes. Es preciso distinguir entre
la densidad del explosivo propiamente tal y la densidad de carguío del
explosivo, o sea la densidad real que adquiere al ser cargado en el interior de
cada tiro. Estas dos densidades pueden llegar en algunos casos a ser
diferentes, según el sistema empleado para el carguío del explosivo.
26
Las formas más utilizadas para expresar la densidad de un explosivo
son:
Densidad: Relación entre la masa y el respectivo volumen de una
porción de explosivo
Gravedad específica (SG): Relación existente entre los pesos de
volúmenes iguales de un explosivo y del agua.
Densidad de carga (DE): Cantidad de explosivo en peso que contiene
la unidad de longitud de un tiro de un determinado diámetro (kg/m) o
(lbs/pie).
Su valor depende de la naturaleza de los componentes del explosivo,
de la granulometría de estos y, en algunos casos, de la inclusión de
elementos modificadores de densidad, como microesferas, perlitas o
burbujas de gas creadas físicamente. Dentro de los alcances prácticos para
este tópico se puede mencionar que:
En cargas de fondo y tiros de gran longitud se deben utilizar
explosivos de alta densidad para suministrar una concentración de
energía mayor.
Si se desea controlar el daño o tronar un sector de roca poco
competente se recomienda utilizar explosivos de baja densidad.
Actualmente la densidad de los explosivos industriales varían entre
0,5 [gr/cm3] y 1,4 [gr/cm3].
explosivos comerciales la sensibilidad de éste disminuye si la
densidad sobrepasa cierto valor llamado “densidad crítica”, donde el
explosivo se hace insensible al cebo. Para el caso del ANFO, la
relación antes descrita se puede graficar de la siguiente forma:
27
Gráfico Nº 4.1 VOD vs. Densidad (D)
En la figura anterior se observa la influencia de la densidad del ANFO
sobre la VOD. Por encima de valores de 1,1 [gr/cm3] la velocidad cae
drásticamente, por lo que a las densidades y a las presiones que producen
estos niveles de confinamiento se las denomina como “Densidades y
Presiones de Muerte”
B) Velocidad de detonación (VOD):
Corresponde a la velocidad con que se propaga la reacción química a lo
largo de la columna explosiva durante el proceso de detonación.
De ella depende la potencia que alcanza el explosivo para romper la
roca y está determinada principalmente por la composición del explosivo,
diámetro del tiro, densidad de explosivo, grado de confinamiento de la carga,
iniciación y envejecimiento del explosivo. A medida que el diámetro y el
confinamiento aumentan, la VOD también lo hace. Por otra parte, si la
densidad aumenta, la VOD también crece aunque se llega a un punto
(densidad crítica) en que el explosivo comienza a insensibilizarse y la VOD a
disminuir (ver gráfico 4.1).
28
En cuanto a la iniciación, si no es lo suficientemente enérgica puede
hacer que el régimen de detonación comience con una velocidad baja.
Respecto al envejecimiento, este hace que la velocidad de detonación
disminuya al reducirse el número y volumen de las burbujas de aire, sobre
todo en los explosivos gelatinosos, donde las burbujas son generadoras de
“puntos calientes”. El envejecimiento también produce un fenómeno llamado
cristalización en que se separan las fases que componen el explosivo lo que
impide una correcta detonación.
Otros factores que afectan la VOD son: la naturaleza química del
explosivo, el calor de explosión, la presión externa, homogeneidad del
explosivo (si se trata de mezclas explosivas), balance de oxígeno,
granulometría de los componentes, temperatura inicial de la carga entre
otros. Dentro de los alcances prácticos se puede mencionar que:
La velocidad de los explosivos comerciales varía entre 2.000 y 6.000
[m/s] aproximadamente.
Si se quiere fracturar roca muy competente se debe utilizar un
explosivo veloz de modo que su alta energía de choque genere gran
fracturamiento. Por el contrario, para roca poco competente, es
conveniente utilizar explosivos de baja velocidad que expanda las
fracturas pre existentes y desplace la roca.
La medición de la VOD se realiza mediante cronógrafos de alta
precisión, los cuales se pueden dividir en discontinuos y continuos. De
esta manera, es posible introducir junto a la guía detonante un cable
resistivo, el cual se conecta al terminal del cronógrafo. La fuente del
cronógrafo emite un voltaje y según el largo del cable se obtiene una
resistencia que disminuye al paso de la onda de detonación,
quedando registrado en la memoria del instrumento la resistencia en
cada instante de tiempo. Dependiendo del tipo de cable se define la
29
resistencia por unidad de largo, obteniendo finalmente el valor de la
VOD.
C) Presión de detonación (PD):
La presión de detonación es la característica “rompedora” más
importante. Es generada por el paso de la onda de choque medida justo en
la parte posterior de la zona de reacción de un explosivo, llamado plano
Chapman & Jouget (CJ).
Es un buen indicador de la capacidad fracturadora del explosivo ya que
determina la energía cinética generada por la onda de choque, denominada
energía de choque. La presión de detonación depende de la velocidad de
detonación y la densidad del explosivo, además de la temperatura de
reacción.
Según Du Pont, la presión detonante puede ser calculada a través de la
siguiente fórmula aproximada:
PD ≈ 2.5 * γ * VOD2 * 10-6 [Kbar] (fórmula 4)
Donde,
γ = Densidad del explosivo [gr/cc]
VOD = Velocidad de detonación [m/s]
PD = Presión de detonación [Kbar]
Dentro de los alcances prácticos de la presión de detonación se puede
mencionar que:
En base al valor en cuestión es posible estimar la presión de gases, la
que depende principalmente del grado de confinamiento, del
desacoplamiento del explosivo y de la temperatura de reacción. Se
estima que la Presión de Gases corresponde aproximadamente al
45% de la presión de detonación.
30
La presión de detonación de los explosivos comerciales varía entre
1.200 y 12.000 [Mpa].
4.2.1.2 Características energéticas
Se define como la capacidad del explosivo para fragmentar un volumen
de roca por efecto de la presión generada por los gases de reacción química.
A)Trabajo de expansión de los gases:
Se define como el trabajo termodinámico teórico que realizan los gases
al expandirse adiabáticamente desde el estado de explosión hasta un estado
en condiciones ambientales de presión. Se realiza a expensas de la energía
calórica desarrollada por la reacción química, por lo que se acostumbra
expresarla en [Kcal/kg].
B) Volumen de gases:
Se define en términos del volumen específico, como el volumen que
ocupan los gases producidos por la detonación de 1 [kg] de explosivo
referido a las condiciones normales de presión y temperatura (1 [Atm] y 25
[°C]).
C) Presión de explosión:
Se define como la presión que alcanzan los gases en el estado de
explosión, es decir la presión en la cámara de explosión antes de iniciarse el
desplazamiento o fracturamiento de la roca circundante por esfuerzos de
compresión, tracción y cizalle.
La presión de explosión para explosivos comerciales alcanza valores
entre 600 y 6.000 [Mpa]
31
4.2.2 Características prácticas:
Se refieren a las características relacionadas con la aplicación, el
manejo operacional y las restricciones de seguridad que poseen los
explosivos. Estas se dividen en:
Fuerza o potencia
Sensibilidad
Diámetro crítico
Resistencia al agua
Balance de oxígeno (BO)
Tolerancia a la presión
A) Fuerza o potencia:
Es una medida relativa de la capacidad que tiene un explosivo con
respecto a otro de referencia para fragmentar y desplazar el medio
confinante (roca) en forma eficiente.
Se estima en términos de la cantidad de energía liberada por la
detonación y corresponde a la máxima energía disponible de un explosivo
para efectuar trabajo útil sobre la tronadura (fragmentar, fracturar y desplazar
la roca circundante al tiro). Depende de las características propias del
explosivo y de las condiciones en que se utiliza.
Langefors define la siguiente fórmula para determinar la Potencia
Relativa en peso:
S = 5/6 * Q/Q0 + 1/6 * VG/VG0 (fórmula 5)
Donde:
Q =Calor de explosión a volumen constante por Kg de explosivo.
Q0 =Calor de explosión a volumen constante por Kg del explosivo de
referencia.
32
VG =Volumen de gases por Kg de explosivo.
VG0 =Volumen de gases por Kg del explosivo de referencia.
B) Diámetro Crítico:
Es el diámetro mínimo que debe tener la columna explosiva para que la
reacción de detonación se propague en forma estable, es decir para que un
explosivo detone en forma correcta su diámetro debe ser mayor que su
diámetro crítico, condición que limita la elección del explosivo.
Este parámetro depende del grado de confinamiento, la presencia de
agua, la presión que ejerce la columna de explosivo, el desacoplamiento de
la carga y en algunos casos de la temperatura ambiente.
Dentro de las consideraciones prácticas para este ítem se pueden
mencionar que, para el caso de explosivos a granel, se utiliza el término
Diámetro Mínimo Recomendado, que es aquel en el cual el explosivo detona
en forma consistente con las propiedades descritas teóricamente.
C) Balances de Oxigeno (BO):
Se define como la diferencia entre los átomos de oxígeno presentes en
la mezcla requeridos para oxidar totalmente los elementos reductores, para
así poder producir los compuestos cuyo calor de formación negativo libera la
energía que se utiliza en la tronadura.
Cuando esta diferencia se hace cero después de la reacción se dice
que el BO es perfecto. Es importante para asegurar una completa reacción
de la mezcla explosiva, que se produzca la máxima potencia y se minimice la
producción de gases nocivos. El BO depende de la composición químicas
33
(especialmente contenido o requerimiento de oxígeno) de los oxidantes y
reductores que componen el explosivo. Dentro de los alcances prácticos de
este concepto se puede mencionar que:
En caso de existir un déficit de oxígeno o que la reacción sea
incompleta, se producen monóxido de carbono (CO) que es un gas
tóxico incoloro e inodoro.
Si existe un exceso de oxígeno, se generarán gases nitrosos (NxOy)
altamente tóxicos y que poseen un color rojizo. Cuando existe un buen
balance de oxígeno, los humos son de color gris claro.
Los explosivos comerciales poseen un BO que fluctúa entre +2% y
+4%, con el fin de evitar la formación de gases nitrosos.
D Sensibilidad:
Es una medida de la cantidad de energía requerida para que el explosivo
detone. Existen varios tipos de sensibilidad a la hora de hablar de explosivos,
las que fundamentalmente se dividen en 4:
Sensibilidad a la iniciación: Es definida, en términos generales, como
la capacidad que tiene un explosivo para ser iniciado tanto por algún
accesorio de tronadura.
Sensibilidad a la fricción: Es el grado de resistencia del explosivo a ser
detonado producto de la fricción producida debido al carguío a través
de cargadores neumáticos, al compactarse con un taqueador u otra
acción de la misma índole.
Sensibilidad al calor: Es el grado de dificultad o facilidad que presenta
un explosivo para ser iniciado por una llama, chispas o cualquier otra
fuente de calor.
Sensibilidad al impacto: Es la capacidad del explosivo de resistir
golpes sin que sus componentes reaccionen. Se expresa como
energía de impacto [Kgm]
34
La sensibilidad depende directamente de la naturaleza de las
componentes del explosivo.
Dentro de los alcances prácticos referente a la sensibilidad se puede
mencionar que determinar cada nivel de sensibilidad da una guía para
manipular de forma segura los explosivos y sus accesorios.
E) Resistencia al agua:
Es la capacidad que tiene un explosivo de estar en contacto con el agua
sin perder su sensibilidad y eficiencia, luego de un tiempo considerable de
exposición.
En general, explosivos con un contenido de emulsión mayor al 50%
(dinamitas gelatinosas, emulsiones, ANFOS pesados) tienen una buena
resistencia al agua. Por el contrario, explosivos secos como el ANFO se
disuelven casi inmediatamente en presencia de agua. La resistencia al agua
puede venir dada por la composición del explosivo o por el tipo de envase
que se utilice para contenerlos. Dentro de los alcances prácticos se pueden
mencionar:
Explosivos con baja o nula resistencia al agua, que se utilicen en tiros
húmedos, tienden a producir una gran cantidad de gases nitrosos.
La potencia de los explosivos de baja resistencia al agua disminuye
notoriamente si son usados en ambientes adversos.
F) Tolerancia a la presión:
Es la capacidad que tiene el explosivo de soportar el efecto de
presiones, ya sea de una columna de agua subterránea como del peso de la
parte superior de la columna explosiva. Explosivos con baja tolerancia
aumentan considerablemente su densidad si se ven expuestos a presión,
llegando al punto de insensibilizarse por este hecho.
35
Dependen de las propiedades físicas y tamaño de los componentes del
explosivo, en particular de los elementos de sensibilización. La imposibilidad
de soportar presiones por parte del explosivo se vuelve crítica en ambientes
fríos o donde se utilicen cebos pequeños, lo que puede desembocar en una
drástica disminución de la energía liberada en la detonación.
4.3 Explosivos industriales.-
Los explosivos industriales están constituidos por una mezcla de
sustancias, combustibles y comburentes, que, debidamente iniciadas, dan
lugar a una reacción química cuya característica fundamental es su rapidez.
Esta velocidad define el régimen de la reacción, que debe ser de régimen de
detonación. Si no se inicia adecuadamente, el mismo producto puede
desencadenar un régimen de deflagración, o incluso, de combustión, lo que
implica que el comportamiento del producto no sea el deseado.
4.3.1 Tipos de explosivos industriales.
Los distintos tipos de explosivos industriales son los siguientes:
Dinamitas
Nitrato de Amonio
ANFO
Hidrogeles
Emulsiones.
A) Dinamita.-
Son explosivos mayormente compuestos por un elemento sensibilizador
(nitroglicerina u otro éster estabilizado con nitrocelulosa), combinada con
aditivos portadores de oxígeno (nitratos) y combustibles no explosivos más
algunos aditivos para corregir la higroscopicidad de los nitratos, todos en las
proporciones adecuadas para mantener un correcto balance de oxígeno. En
36
ellas todos sus componentes trabajan contribuyendo energéticamente en la
reacción de detonación.
En las dinamitas modernas también denominadas gelatinas explosivas por
su consistencia plástica, de fácil uso y manipulación, el porcentaje de
nitroglicerina-nitrocelulosa se estima entre 30 y 35% correspondiendo el
resto a los oxidantes y demás aditivos. Con menores porcentajes las
dinamitas resultan menos plásticas y menos resistentes al agua,
denominándose semigelatinas y pulverulentas.
Tipos de dinamitas:
Gelatinas: con densidades de 1,3 a 1,5 g/cm3 y velocidades de 5 000
a 6 500 m/s, de consistencia plástica, elevado poder triturador para
rocas duras y gran resistencia al agua para trabajos subacuáticos.
semigelatinas: con densidades de 1,08 a 1,2 g/cm3 y velocidades de 3
500 a 4 500 m/s), de consistencia granular o pulverulenta, adecuada
para rocas semiduras y húmedas.
pulverulentas: con densidades de 1,00 a 1,05 g/cm3 y velocidades de
3 400 a 3 600 m/s), de consistencia granular fina, adecuada para
rocas friables, blandas, en taladros secos.
Figura Nº 4.2 Dinamita Semigelatina
37
B) Nitrato de amonio (NH4NO3)
Es una sal inorgánica de color blanco cuya temperatura de fusión es
160,6°C. Aisladamente, no es un explosivo, pues sólo adquiere tal propiedad
cuando se mezcla con una pequeña cantidad de un combustible y reacciona
violentamente con él aportando oxígeno.
Aunque el nitrato de amonio puede encontrarse en diversas formas, en
la fabricación de explosivos se emplea aquel que se obtiene como partículas
esféricas o prills porosos, ya que es el que posee mejores características
para absorber y retener a los combustibles líquidos y es fácilmente
manipulable.
El nitrato de amonio es completamente estable a temperatura ambiente,
pero si se calienta por encima de 200°C en un recipiente cerrado puede
llegar a detonar. La presencia de compuestos orgánicos acelera la
descomposición y baja la temperatura a la cual ésta se produce. Así con un
0,1% de algodón el NA empieza a descomponerse a los 160°C.
Figura Nº 4.3 Nitrato de amonio
38
C) ANFO (Ammonium Nitrate + Fuel Oil)
Son explosivos compuestos por un 94 % aproximadamente de nitrato
amónico que actúa como oxidante y en torno a un 6 % de gasoil que actúa
como combustible. Las características de este explosivo son las siguientes:
Baja / media potencia.
Muy baja densidad (0,8).
Baja velocidad de detonación (2.000 – 3.000 m/s).
Debido a su consistencia granular y a la solubilidad del nitrato amónico,
no resisten al agua, por lo que su aplicación en barrenos que contengan este
elemento está totalmente desaconsejada. Por el contrario, esta consistencia
granular hace que el explosivo ofrezca una importante ventaja, y es la de que
resulta muy fácil la carga mecanizada del mismo En ocasiones se introduce
cierta cantidad de polvo de aluminio metal, cuyo objetivo es incrementar el
calor de explosión y, por tanto, la potencia del explosivo. Se obtiene así el
producto denominado ALANFO (Aluminium + Ammonium Nitrate + Fuel Oil).
Figura 4.4 ANFO
39
D) Hidrogeles.-
Al objeto de mejorar la resistencia al agua de los explosivos de base
nitrato amónico, se desarrollaron los hidrogeles. Son productos que
incorporan una cierta cantidad de agua en su composición, pero
fundamentalmente se trata de explosivos compuestos por un elemento
oxidante (NH4NO3 o bien NaNO3) y otro que actúa a la vez como
sensibilizador y combustible, y que puede ser un explosivo (TNT), un metal
(Al) o una sal orgánica (Nitrato de Monometilamina o Nitrato de Hexamina).
Ambos componentes están dispersos en una solución saturada de NH4NO3
o de NaNO3 (12 – 15% agua). A esta mezcla se le suele añadir también un
conjunto de sustancias espesantes, gelificantes y estabilizantes. Se
caracterizan por:
Elevada potencia.
Densidad media/alta (1,2-1,3)
Excelente resistencia al agua
Velocidad de detonación de 3.500 a 4.500 m/s.
Menor sensibilidad a la fricción o al impacto.
Por todo lo anterior este explosivo es de Aplicación en rocas de dureza
media-alta, incluso con presencia de agua.
Figura 4.5 Hidrogel
40
E) Emulsiones.-
Consisten en una fase dispersa formada por pequeñas gotas de
disolución de NH4NO3 o de NaNO3 en agua, que están rodeadas de una
fina película de 10-4 mm de aceite mineral (fase continua). Se trata, por
tanto, de explosivos compuestos básicamente por nitrato amónico o nitrato
sódico con un contenido en agua entre el 14 y el 20 %, un 4 %
aproximadamente de gasoil y menores cantidades (1 – 2 %) de otros
productos, entre los que se encuentran:
Agentes emulsificantes (oleato o estearato de sodio)
Ceras para aumentar la consistencia y el tiempo de almacenamiento.
Algunos fabricantes incorporan también en la composición burbujas de
aire o esferas huecas de vidrio (llamadas microesferas) que incrementan la
onda de detonación, aumentando la sensibilidad, y partículas de aluminio
que aumentan igualmente su potencia y sensibilidad.
Figura Nº 4.6 Emulsiones
El área de contacto entre oxidante y combustible que proporciona la
emulsión, favorece una amplia y completa reacción. Por otra parte, la película
41
de aceite constituye una protección del nitrato frente al agua. De todo aquello
se deriva un explosivo en forma de pasta, capaz de ser bombeado o de ser
encartuchado y que tiene las siguientes características:
Alta velocidad de detonación (4.500-5.500 m/s)
Excelente resistencia al agua.
Mucha menor sensibilidad al choque o a la fricción.
La mezcla de ANFO con emulsión en proporción variable, en un rango
que puede abarcar desde una proporción 90/10 hasta 50/50. Dependiendo
de la proporción de sus componentes, las características varían, obteniendo
desde mezclas con excelente resistencia al agua a mezclas con mala
resistencia.
4.3.2 Criterios de selección de explosivos.-
La elección del tipo de explosivo forma parte importante del diseño de
una voladura y, por consiguiente, de los resultados a obtener. Los usuarios
de explosivos a menudo caen en la rutina y en el espejismo de unos costos
mínimos de inversión sin tener en cuenta toda una serie de factores que son
necesarios analizar para una correcta selección, los cuales son:
Precio del explosivo.
Diámetro de carga.
Características de la roca.
Volumen de roca a volar.
Condiciones atmosféricas.
Presencia de agua.
Problemas de entorno.
Condiciones de seguridad.
Problemas de suministro.
42
A) Precio del explosivo
El costo del explosivo es evidentemente un criterio de selección muy
importante. En principio, hay que elegir el explosivo más barato con el que se
es capaz de realizar un trabajo determinado. Al hablar del precio de los
explosivos sería más correcto hacerla expresando éste por unidad de
energía disponible (PTA/kcal) que por unidad de peso (PTA/kg), pues en
definitiva los resultados de las voladuras dependen de la energía destinada a
la fragmentación y esponjamiento de la roca.
Por otro lado, no hay que olvidar que el objetivo de las voladuras es
realizar el arranque con un coste mínimo, y que en rocas duras la perforación
es una operación muy onerosa que puede llegar a compensar ampliamente
la utilización de explosivos caros, pero más potentes, o cargas selectivas
formadas por un explosivo denso y de alta energía en el fondo y otro menos
denso y de energía media en la columna. Así pues, desde un punto de vista
económico, el mejor explosivo no es el más barato sino aquel con el que se
consigue el menor coste de voladura.
B) Diámetro de carga.
Cuando se utilizan explosivos cuya velocidad de detonación varía
fuertemente con el diámetro hay que tomar las siguientes precauciones:
Con pozos de diámetro inferior a 50 mm es preferible, a pesar del
mayor precio, emplear hidrogeles o dinamitas encartuchadas.
Entre 50 y 100 mm el ANFO es adecuado en las voladuras en banco
como carga de columna y en las voladuras de interior aumentando la
densidad hasta un 20%
Cuando se usan hidrogeles, tanto a cielo abierto como en interior,
éstos son generalmente encartuchados y sensibles al detonador.
43
Por encima de los 100 mm, no existen problemas con el ANFO,
aunque en rocas duras es preferible diseñar las columnas de forma
selectiva y con un buen sistema de iniciación.
En los calibres grandes con las diferentes mezclas explosivas a granel
es muy económico realizar la carga con medios mecánicos.
Por último, los explosivos gelatinosos y pulverulentos encartuchados se
siguen usando en diámetros pequeños, pero en calibres de tipo medio están
siendo sustituidos por los hidrogeles y emulsiones encartuchadas.
C) Características de la roca.-
Las propiedades geo-mecánicas del macizo rocoso a volar conforman
el grupo de variables más importante, no sólo por su influencia directa en los
resultados de las voladuras sino además por su interrelación con otras
variables de diseño.
Si se clasifican las rocas en cuatro tipos, los criterios de selección
recomendados son:
Rocas masivas resistentes: Los explosivos idóneos son pues aquellos
con ./ una elevada densidad y velocidad de detonación
Rocas muy fisuradas: interesan explosivos que posean una elevada
energía de gases
Rocas conformadas en bloques: En estos casos se aconsejan
explosivos con una relación energía de tensión/energía de gases
equilibrada
Rocas porosas explosivos idóneos serán aquellos de baja densidad y
velocidad de detonación
44
D )Volumen de roca a volar.-
Los volúmenes de excavación a realizar y ritmos de trabajo marcan los
consumos de explosivo a efectuar dentro de las operaciones de arranque. En
las obras de mayor envergadura las cantidades de explosivo pueden llegar a
aconsejar su utilización a granel, ya que posibilitan la carga mecanizada
desde las propias unidades de transporte, se reducen los costes de mano de
obra dedicada a dicha operación y se aprovecha mejor el volumen de roca
perforado.
E) Condiciones atmosféricas.-
Las bajas temperaturas ambientales influyen fuertemente en los
explosivos que contienen nitroglicerina, ya que tienden a congelarse a
temperaturas inferiores a 8°C. Para solventar este problema se utilizan
sustancias como el Nitroglicol que hacen que el punto de congelación pase
a -20°C.
Las altas temperaturas también dan lugar a inconvenientes que hacen
el manejo del explosivo peligroso como es el caso de la denominada
exudación. Con el desarrollo de los hidrogeles, esos riesgos han
desaparecido prácticamente, aunque con el frío los encartuchados se hacen
más insensibles y se precisa una mayor energía de iniciación. El ANFO
tampoco se ve afectado por las bajas temperaturas si el cebado es eficiente,
pero en ambientes calurosos es preciso controlar la evaporación del
combustible líquido.
F) Presencia de agua.
Cuando el ANFO se encuentra en un ambiente que le aporta una
humedad superior al 10% se produce su alteración que impide la detonación
de la mezcla explosiva es por eso que se recomienda sacar el agua de los
pozos. Si la afluencia de agua a los pozos impide el desagüe, se pueden
utilizar explosivos como los hidrogeles y emulsiones a granel, bombeándolos
o vertiéndolos, o explosivos gelatinosos e hidrogeles encartuchados.
45
En los casos de poca agua o bombeo viable, el ANFO pesado ha abierto
unas nuevas expectativas de abaratamiento de las voladuras.
G) Problemas del entorno.-
Las principales perturbaciones que inciden sobre el área próxima a las
voladuras son las vibraciones y onda aérea.
Desde el punto de vista del explosivo, aquellos que presentan una elevada
energía de tensión son los que dan lugar a un mayor nivel de vibraciones.
Así, si es factible, será mejor utilizar ANFO que hidrogeles.
H) Problemas de seguridad.
Un punto de equilibrio, a veces no fácil de lograr en un explosivo, es el
binomio sensibilidad-seguridad. Los explosivos gelatinosos tienen una alta
sensibilidad, pero si en la pila de escombro queda por algún motivo restos de
explosivo y es necesario el empleo de maquinaria pesada: tractores de
orugas o excavadoras, puede producirse la detonación con riesgo para el
personal de operación. Este problema se ha resuelto con el empleo de los
hidrogeles y emulsiones que son insensibles a los golpes, fricciones y
estímulos subsónicos, pero poseen un grado de sensibilidad adecuada para
la iniciación.
I) Problemas de suministro.-
Por último, hay que tener en cuenta las posibilidades reales de
suministro en función de la localización de los trabajos y puntos de
abastecimiento de los explosivos y accesorios.
Asimismo, si se dispone de polvorines propios será necesario considerar los
tiempos de almacenamiento y las variaciones de las características
explosivas de algunos de los productos.
46
4.3.3 Accesorios de voladura.-
Son los dispositivos o productos empleados para cebar cargas
explosivas, suministrar o transmitir una llama que inicie la explosión, llevar
una onda detonadora de un punto a otro y los necesarios para probar las
conexiones y disparar los explosivos para que se lleve a cabo la tronadura.
Estos son:
Mechas
Cordón detonante
Boosters o APD
Detonadores
A) Mechas.-
La mecha es el medio por el cual es transmitida la flama a una
velocidad continua o uniforme, para hacer estallar el fulminante o una carga
explosiva. Está formada por un núcleo de pólvora negra cubierta por varias
capas de materiales los cuales le otorgan distintos tipos de propiedades. La
velocidad de combustión es de 128 a 135 segundos por metro.
Figura Nº 4.7 Mecha para minas
47
B) Cordón detonante.-
Es una cuerda flexible formada por varias capas protectoras y un núcleo
del explosivo conocido como pentrita, que es muy difícil de encender pero
tiene la sensibilidad suficiente para iniciar la explosión con detonadores, o
por medio de la energía detonadora de algún explosivo de alta potencia.
Su velocidad de detonación es de 6700 metros por segundo. La fuerza con la
que estalla es suficiente para hacer detonar explosivos violentos continuos
dentro de un pozo, de modo que si se coloca dentro de un pozo actúa como
agente iniciador a lo largo de la carga explosiva. Según la concentración
lineal de PETN en Chile se comercializan cordones de 1.5, 3, 5, 8, 10, 40
gr/m, y otros.
Figura Nº 4.8 Cordón detonante.
48
C) Boosters o APD.-
Son iniciadores que se utilizan para iniciar explosivos de baja
sensibilidad, como pueden ser ANFO, hidrogeles o emulsiones, tanto si se
emplean en modalidad de encartuchados o a granel. Están compuestos por
un cilindro de pentolita que va envuelto con una cubierta de cartón. La
pentolita es un explosivo de alta potencia formado a partir de una mezcla de
petrita y de TNT, que tiene una velocidad de detonación también alta, situada
en torno a los 7.500 m/s
El multiplicador lleva unos orificios axiales que van rodeados de
pentrita. Es por estos orificios por donde pasan los accesorios que los
iniciarán: cordón detonante, detonadores, etc. Los boosters se comercializan
en una gama que abarca desde los 150 g para aplicaciones en tiros de
pequeño diámetro y voladuras en interior, hasta los de 500 g utilizados para
iniciación de explosivos en barrenos de mayor diámetro. Existen boosters de
mayor tamaño que pueden llegar hasta 1 o 2 kg, pero que solamente son
empleados en campañas de prospección sísmica.
Figura Nº 4.9 APD
49
D) Detonadores.-
Estos pueden emplearse tanto en voladuras a cielo abierto como en
interior y la finalidad es la de iniciar los explosivos dentro del tiro, o bien el
cartucho cebo o multiplicador que desencadene la detonación en el interior
del mismo. Algunos tipos de detonadores tienen un uso mucho más
restringido y en aplicaciones específicas, como es el caso de los
detonadores a mecha. La elección de cada uno de los tipos de detonadores
vendrá determinada por las necesidades de secuenciación, características
del entorno y facilidad en la realización de la conexión, entre otros factores.
Todos los detonadores empleados habitualmente tienen en común que
contienen aproximadamente la misma carga explosiva, siendo el elemento
diferenciador el modo de iniciación de la carga. En términos generales,
constan de una cápsula metálica de aluminio, donde se aloja un explosivo
iniciador, formando la llamada carga explosiva (compuesta por
trinitrorresorcinato de plomo y azida de plomo), y una carga base (compuesta
por pentrita). Esta carga explosiva se inicia por medio de una píldora
inflamable (en detonadores eléctricos, no eléctricos o electrónicos) o bien
directamente por efecto de una llama (detonadores a mecha).
Los tipos de detonadores son los siguientes:
Detonador a mecha.
Detonador eléctrico.
Detonador no eléctrico.
Detonador Electrónico.
50
Figura Nº 4.10 Detonadores
Detonador a mecha.-
Son aquellos que se inician mediante mecha lenta. La mecha lenta se
introduce en el extremo abierto de una cápsula de aluminio que aloja la carga
explosiva del detonador y se mantiene fija mediante unas tenazas
especiales, de modo que se evite que la mecha se salga durante su
manipulación. Se usa, por tanto, únicamente en voladuras de roca
ornamental.
Debido a su configuración, no es posible establecer ningún tipo de
retardo en el detonador, por lo que una vez que llegue la llama propagada
por la pólvora que lleva alojada la mecha en su interior, el detonador se inicia
instantáneamente.
Figura 4.11 Detonador a mecha
51
Detonador eléctrico.-
El detonador eléctrico emplea la energía eléctrica para su iniciación.
Este posee un inflamador pirotécnico, a través del cual circula la corriente
eléctrica, que provoca la iniciación de la carga explosiva.
El inflamador o cerilla es una pequeña resistencia recubierta de pasta
explosiva. Esta resistencia llamada también puente de incandescencia, va
conectada a los hilos de conexión y, a través de ellos, recibe la corriente
eléctrica. Si la intensidad es lo suficientemente grande el puente se calienta,
hasta alcanzar una temperatura, que produce la inflamación de la pasta
explosiva de la cerilla.
Existen dos grandes grupos de detonadores eléctricos: los detonadores
instantáneos y los detonadores con retardo. La diferencia entre ambos es
que los detonadores eléctricos con retardo poseen un casquillo entre el
inflamador que posee una pasta pirotécnica que quema a una velocidad
determinada. Este casquillo se denomina portarretardo, siendo el compuesto
que lleva en su interior la carga de retardo. De este modo, con la
combinación de diferentes longitudes y composiciones de la carga de
retardo, es posible obtener detonadores que se inician a diferentes tiempos
de detonación, proporcionando así las combinaciones necesarias para la
secuenciación de tiros de una voladura.
Figura Nº 4.12 Detonador eléctrico instantáneo
52
Figura Nº 4.13 Detonador eléctrico con retardo.
Entre las características eléctricas se pueden destacar:
Resistencia de la cerilla.
Resistencia de los hilos de conexión del detonador.
Resistencia total del detonador (es la suma de las dos anteriores).
Intensidad de corriente recomendada: Es la intensidad mínima de
corriente eléctrica necesaria para que los detonadores conectados
reciban energía suficiente, para su iniciación.
Corriente de seguridad: Es la energía eléctrica, por cada unidad
de resistencia, necesaria para provocar la inflamación de la cerilla.
Detonador No Eléctrico.-
Los detonadores no eléctricos se caracterizan porque no interviene
ningún tipo de corriente eléctrica en su iniciación. La parte explosiva es
común a los detonadores eléctricos, pero en lugar de un inflamador
pirotécnico la carga portarretardo se inicia por medio de una onda de choque
de baja energía que se transmite a través de un tubo de transmisión o tubo
de choque.
53
El tubo de transmisión es un tubo de plástico que contiene en su interior
una pequeña cantidad de material reactivo (en torno a 14 mg por metro lineal
de tubo), compuesto de Hexógeno (HMX) y Aluminio.
Figura Nº 4.14 Detonador no eléctrico.
Este tubo está engarzado en el detonador haciendo que la onda de baja
energía transmitida por su interior incida como un “dardo” sobre la carga
primaria o la carga de retardo. La velocidad de transmisión de esta onda es
del orden de 2.000 m/s. Esta onda de choque, se propaga con toda fiabilidad
a través del tubo de transmisión, aunque en existan dobleces pronunciados o
nudos. El tubo de transmisión se presenta en diversidad de colores, para
identificarlo con cada una de las diferentes aplicaciones.
Detonador electrónico.-
La diferencia fundamental entre el detonador electrónico y cualquier
otro, bien sea eléctrico o no eléctrico, es que la pasta pirotécnica que
determina el tiempo de retardo ha sido sustituida por un circuito electrónico,
en el cual, un microchip es el encargado de realizar la descarga de un
condensador en el instante deseado. En los demás tipos de detonadores, el
retardo viene fijado por el tiempo que tarda en consumirse una pasta
54
pirotécnica. Cada detonador electrónico está identificado inequívocamente
con un código alfanumérico que sirve para su posterior programación y
disparo. Las características explosivas del detonador electrónico, son las
mismas que las de otros sistemas de iniciación. La precisión en los tiempo de
retardo en los detonadores electrónicos es del 0,02 %, mucho mayor que
para detonadores de retardo pirotécnico.
Figura Nº 4.15 Detonador electrónico
Las ventajas de los detonadores electrónicos son las siguientes:
Reducción drástica de vibraciones.
Mejora en la fragmentación.
La secuenciación puede ser adaptada a cualquier necesidad, con 1
ms de precisión.
Se pueden introducir mejoras importantes en voladuras especiales
como las de pre-corte.
4.3.4 Métodos de iniciación.-
En todos aquellos trabajos en los que se emplean explosivos es
necesario que la detonación se inicie correctamente. Para ello, es necesario
conocer aquellos medios y técnicas que permiten iniciar la reacción en
régimen de detonación, la iniciación de explosivos y, de forma subsiguiente,
la iniciación de voladuras de manera que se produzca la detonación de un
conjunto de tiros con un orden determinado.
55
Esta iniciación del explosivo debe ser aquella que asegure que la
detonación alcanza un régimen que se mantenga durante toda la reacción en
el interior del tiro. Pueden presentarse diseños muy diferentes que vayan
desde la detonación de varios detonadores hasta diseños tales que
impliquen cientos de detonadores en grandes voladuras, siendo
imprescindible una secuenciación adecuada para lograr unos resultados
adecuados de fragmentación y el movimiento de la pila de material volado.
Bajo estas premisas de iniciación y secuenciación, se hace necesario
considerar un conjunto de elementos que hagan que la detonación de los
explosivos se efectúe de modo correcto y adecuado al objetivo de lograr un
rendimiento óptimo en la excavación con utilización de explosivos.
Para explosivos que sean sensibles a la acción de un detonador, la
iniciación puede realizarse introduciendo un detonador en el interior de un
cartucho, al que se denominará cartucho cebo, y que estará en contacto con
el resto de la carga. También puede hacerse adosando un cordón detonante
a la carga explosiva, el cual a su vez se iniciará con un detonador,
transmitiéndose la detonación a la citada carga.
En el caso de explosivos que precisen una energía de iniciación
superior a la proporcionada por un detonador, se emplearán elementos que
aseguren la detonación, como es el caso de booster de pentolita
(PETN+TNT) o cartuchos de otro explosivo.
Los diferentes sistemas de iniciación pueden emplearse tanto en
voladuras a cielo abierto como en interior y la finalidad es la de iniciar los
explosivos dentro del pozo, o bien el cartucho cebo o booster que
desencadene la detonación en el interior del mismo. Los distintos métodos
de iniciación o de encendido de explosivos usualmente se agrupan en:
56
Sistema de iniciación con mecha de seguridad
sistema de iniciación con cordón detonante;
Sistema de iniciación eléctrico
Sistemas de iniciación no eléctricos
A) Sistema elemental o convencional de mecha lenta-fulminante.-
Este sistema consiste en hacer estallar a un fulminante mediante un
dardo de llama transmitido por una mecha de pólvora.
Normalmente es recomendado para iniciar cargas simples. Es aún muy
empleado en la pequeña y mediana minería subterránea y en obras de
ingeniería, por su menor costo y por ser factible de utilizar por personal poco
entrenado.
La mecha puede ser encendida con fósforo, o mediante encendedores
especiales de chispa. Cuando se trabaja con este sistema, el disparo de
unas pocas cargas aisladas puede efectuarse indistintamente, pero cuando
se trata de un número mayor el encendido deberá ser rotacional, lo que se
logra por dos medios:
Por el chispeo individual y ordenado de cada carga (timing o
secuenciado).
Por medio el chispeo único de un extremo de mecha rápida, la que se
encargará de encender a todas las cargas en forma secuente.
57
Figura Nº 4.16 Sistema convencional
B) Iniciación con cordón detonante.-
Consiste en disparar directamente una o varias cargas explosivas
mediante la detonación de una mecha de alto explosivo llamado cordón
detonante que las une. Se ha generalizado en las canteras y minas de tajo
abierto. Por su eficiencia y facilidad de operación, permite aplicar diferentes
trazos de perforación y encendido. En subterráneo se aplica en algunos
disparos de frontón, tajeos de mineral y chimeneas. El sistema de encendido
de una voladura con cordón detonante comprende los siguientes elementos:
Detonador de inicio.
Línea principal de cordón (troncal) tendida a lo largo de toda la
voladura.
Tramos laterales de cordón (derivaciones) amarrados a la troncal, que
la unen a los booster dentro de los tiros, o a otras voladuras
colaterales (como rotura secundaria de bolones).
Los retardos o delays que se colocan entre los taladros y la troncal
para dar la secuencia de salidas en milisegundos.
58
Figura Nº 4.17 Sistema de iniciación con cordón detonante
Usualmente en las troncales se usa cordón de 5 g/m, y en las
derivaciones de bajada a los huecos el tipo 10 g/m reforzado, más resistente
al maltrato y ruptura. En canteras menos exigentes, obras viales y trabajos
subterráneos se está generalizando el empleo de los de 3; 5 y 8 g/m. Para
asegurar el arranque y continuidad de todo el tendido de cordón se
recomienda hacer lo siguiente:
Efectuar los empalmes o conexiones en ángulo recto.
Mantener una distancia no menor de 20 cm entre líneas paralelas,
para evitar cortes.
Mantener una distancia mínima de 1 m, entre un elemento de retardo
y la línea paralela, o la boca del taladro.
No hacer lazos ni torceduras al cordón, pues estos efectos cortan la
transmisión de la onda explosiva.
Empalmar adecuadamente los retardos para evitar cortes.
59
El cordón detonante proporciona un sistema muy seguro para iniciación
por su baja sensibilidad a detonación prematura o accidental sea por efecto
de calor, fricción, electricidad estática, relámpagos y otros.
Sin embargo, tratándose de alto explosivo, no se le debe considerar
totalmente inmune a un estímulo violento suficientemente capaz de activarlo,
como impacto con la broca de perforación, golpe por caída de una roca,
rayos o maltrato intencional.
C) Iniciación con sistema eléctrico convencional y secuencial.-
La iniciación eléctrica se basa en la inflamación de la carga explosiva
sensible del detonador mediante el calentamiento hasta incandescencia de
una pequeña resistencia eléctrica de puente, comúnmente denominada gota
pirotécnica. Se ocasiona, por tanto, mediante la conversión de electricidad en
calor.
Tiene la ventaja de que cada detonador por separado y el circuito
completo pueden ser comprobados antes de realizar la voladura, además de
que a diferencia de la iniciación con mecha y fulminante se tiene a voluntad y
bajo control el momento preciso de la detonación, que puede ser simultánea
para un gran número de tiros mediante detonadores de acción instantánea o,
por lo contrario, deteniendo cada tiro intervalos de tiempo muy exactos y
cortos, mediante detonadores de acción retardada, lo que es fundamental
para voladuras de magnitud.
El esquema de encendido eléctrico corresponde a la ubicación
escalonada de diferentes detonadores de tiempo en una voladura, siendo de
gran importancia, como en todo proceso de iniciado, que los
correspondientes a los taladros de arranque salgan primero, y el resto en
orden secuente para obtener salidas sucesivas conforme al diseño de
60
disparo. Todo circuito de iniciación eléctrica comprende tres elementos
básicos:
La fuente de energía.
Los alambres conductores que conectan la fuente de energía con los
detonadores.
Los detonadores eléctricos.
Al pulsar el explosor se hace llegar a la resistencia un impulso eléctrico
no menor de 2ª, con lo que ésta se pone incandescente, inflamando a la gota
que la contiene. La gota enciende al retardo o inflama directamente a la
carga primaria, según el caso, la que a su vez hace detonar a la carga
secundaria, con lo que estalla el detonador. Al estallar el detonador provoca
la detonación del explosivo cebo en el que fue introducido y éste finalmente
inicia a la carga principal de voladura. Esta secuencia se repite en cada
taladro de una voladura.
Figura Nº 4.18 Iniciación con sistema eléctrico convencional y secuencial
D) Sistema no eléctrico.-
Los detonadores no eléctricos de retardo o detonadores de choque
(shock), han sido desarrollados para operar a semejanza del sistema
eléctrico pero sin sus riesgos, ya que en ellos la energía eléctrica y los
61
alambres conductores han sido sustituidos por tubos plásticos muy delgados,
similares a cordones detonantes de bajo gramaje, que transmiten una onda
explosiva desde el punto de iniciación hasta un detonador. El más difundido
es el sistema Nonel (non electric), y otros similares.
Las características más importantes es que son seguros contra
disparos prematuros por descargas eléctricas o radiofrecuencia y son menos
sensibles al deterioro por manipuleo, concusión o ambiente caluroso que los
eléctricos aunque este sistema no pueden ser comprobados previamente por
aparatos de medidas como el sistema eléctrico por lo que deben ser
utilizados con cuidado para evitar cortes de transmisión y Su costo por el
momento es un poco mayor
En este sistema las mangueras de los detonadores se insertan en los
conectores para formar un conjunto fijo. Estos conectores tienen capacidad
para recibir hasta cuatro mangueras, normalmente tres detonadores y una de
otro iniciador-cebador, de modo que se puede armar diferentes conjuntos, de
acuerdo al trazo proyectado para la voladura. A falta de conectadores las
mangueras pueden ser atadas por manojos y activadas con cordón
detonante, con esquemas sencillos de efectuar por personal poco
experimentado. Como los detonadores son de tiempo, se debe tener cuidado
con los números de retardo al armar los conjuntos para evitar errores en la
secuencia de salida. Los detonadores se insertan en los cartuchos de
dinamita para formar cebos en la misma forma que con los detonadores
normales.
62
Figura Nº 4.19 Iniciación con sistema no eléctrico
63
Capítulo 5: MECANISMO DE FRAGMENTACIÓN DE LA ROCA
5.1 Etapas de la fragmentación.-
La fragmentación de rocas comprende la acción de un explosivo y a la
consecuente respuesta de la masa de roca circundante, involucrando
factores de tiempo, energía termodinámica, ondas de presión, mecánica de
rocas y otros, en un rápido y complejo mecanismo de interacción. En el
proceso de rompimiento y desplazamiento del material utilizando explosivos
detonantes o altos explosivos confinados, se definen las siguientes etapas:
Detonación.
Trituración de la roca.
Agrietamiento radial.
Reflexión de la onda de choque.
Extensión y apertura de las grietas radiales.
Fracturamiento por descompresión.
Rotura por flexión.
Rotura por colisión.
A) Detonación.-
Es un proceso físico-químico que se caracteriza por tener una elevada
velocidad de reacción y formación de un gran volumen de productos
gaseosos a una elevada temperatura, debido a la interacción de los
ingredientes básicos de los explosivos (combustibles y comburentes).
Cuando las moléculas dentro de la carga explosiva tienen una velocidad de
reacción tan grande, transfieren su calor por choque a la zona inalterada de
la carga, deformándola y produciendo su calentamiento, lo que conduce a la
64
formación de “puntos calientes” que se desencadenan mediante un proceso
adiabático. El proceso se repite con un movimiento ondulatorio que afecta a
toda la masa explosiva y se denomina onda de choque.
Cuando el explosivo se inicia, se produce la onda de choque o presión
de detonación que es la portadora de la energía necesaria para activar las
moléculas de la masa del explosivo alrededor del foco inicial energizado,
provocando así una reacción en cadena. Una vez producida la onda de
choque, la masa del explosivo que ha reaccionado produce una gran
cantidad de gases que ejercen una presión secundaria.
B) Trituración de la roca
En los primeros instantes de la detonación la onda de choque se
expande en forma cilíndrica, la presión que ejerce supera ampliamente la
resistencia a la compresión de la roca, por lo que se provoca la destrucción
de la estructura intercristalina e intergranular cercana al tiro, esto es de 2 a 4
veces el diámetro del pozo. Estimaciones indican que este mecanismo de
rotura consume casi el 30% de la energía que transporta la onda de choque.
C) Agrietamiento radial
Debido a la intensa compresión radial a que es sometida la roca, se
generan componentes de tracción en los planos tangenciales a la onda de
choque, con ello se genera una intensa zona de grietas radiales alrededor de
la zona triturada. Mientras más grande es la intensidad de la onda de
choque, más grandes son las grietas y mayor es su número. Detrás de la
zona de grietas se forman también grietas aleatorias importantes. Si la roca
presenta fracturas naturales intersectadas longitudinalmente, no se generan
grietas radiales, sino que estas se abrirán.
65
Figura Nº 5.1 Agrietamiento radial
D )Reflexión de la onda de choque
Cuando la onda de choque alcanza la cara libre, se produce una
reflexión como onda de tracción y de cizallamiento. Si la tensión de tracción
supera a la resistencia a la tracción de la roca, se producirá hacia el interior
un fenómeno denominado descostramiento. Cabe señalar que este
fenómeno no contribuye mayormente al proceso de fragmentación total.
Figura Nº 5.2 Reflexión de la onda choque
66
E) Fracturamiento por descompresión
Después del paso de la onda de compresión se produce un estado de
equilibrio cuasi-estático seguido de una caída súbita de presión en el pozo
debido al escape de los gases a través del retacado, de las grietas y también
al desplazamiento de la roca. La energía de tensión almacenada se libera
muy rápidamente, generándose solicitaciones de tracción y cizallamiento que
provocan la rotura del macizo. Esto afecta a un gran volumen de roca en
todas las direcciones y en distancia de varias decenas de metros.
F) Rotura por flexión
La presión ejercida por los gases de explosión sobre el material situado
frente a la columna explosiva hace que la roca se comporte como vigas
paralelas empotradas superior e inferiormente. Con ello las vigas de rocas se
deforman y luego se agrietan por flexión, esto sucede durante y después de
los mecanismos de agrietamiento radial y descostramiento.
Figura Nº 5.3 Rotura por flexión
67
G) Rotura por colisión
La roca quebrada colisiona entre sí y con el suelo, con ello se produce
una conminución extra, que se ha puesto en manifiesto en estudios con
fotografías ultrarrápidas (Hino, 1959; Petkof, 1961). En las siguientes figuras
se muestra un resumen de los mecanismos de fragmentación del macizo
rocoso en 4 fases.
Figura Nº 5.4: Fase 1
Figura 5.5: Fase 2
68
Figura Nº 5.6: Fase 3
Figura Nº 5.7: Fase 4
69
5.2 Modelos predictivos de fragmentación:
Predecir la Distribución de Fragmentación de un material tronado ha
sido uno de los objetivos más preciado de la tronadura de rocas a través
todos los tiempos, debido a la importancia e incidencia de este ítem en los
costos unitarios de las operaciones de carguío y transporte de material, así
como en los posteriores procesos de conminación del mineral. Es por ello
que en las últimas dos décadas, varios estudiosos de la materia han
centralizado su investigación en la búsqueda de modelos predictivos con el
fin de conocer el grado de fragmentación de una tronadura.
Actualmente existen varias metodologías que predicen la distribución
granulométrica generada por la tronadura en roca, entre los más conocidos
se encuentran:
Brohnikov
Gamma
Chatterjee y Just
Sweedish Detonci Research Foundation
Kuznetsov y Rossin Rammler
Bergmann- Riggle-Wu
Bond
El de mayor relevancia y aplicación mundial, para medir efectos de la
tronadura, es el de Kuz-Ram. La desventaja de estos algoritmos es que los
resultados obtenidos no son lo suficientemente confiables pues se involucran
un sinnúmero de variables experimentales o bien seleccionadas de acuerdo
a un análisis cualitativo del tipo de roca. El modelo Kuz-Ram se ha usado
extensivamente alrededor del mundo. Está basado en publicaciones rusas
antiguas que desarrollaron una relación simple entre los parámetros de la
tronadura y el tamaño medio de la fragmentación. Este trabajo ruso ganó
70
considerable credibilidad del mundo occidental después de que se encontró
que concordaba muy estrechamente con los modelos de fragmentación
basados en la teoría del crecimiento de grietas.
A) Ecuación de Rossin Rammler.-
La curva de Rosin Rammler ha sido generalmente reconocida, tanto en
minería como en procesamiento de minerales por entregar una buena
descripción de la distribución de los tamaños de rocas tronadas y trituradas.
La curva se define como:
𝑅 = 𝑒(
𝑥
𝑥𝑐)
𝑛
Fórmula 7 Donde:
R= Proporción del material retenido en el tamiz.
X= Abertura del Tamiz.
Xc= Tamaño 70aracterístico
n= indice de uniformalidad descrito en la pendiente de la curva.
B) Ecuación de Kuznetsov.-
Esta ecuación proporciona una estimación del tamaño medio 26 de la
partícula de roca después de la tronadura.
𝑋50 = 𝐴 [𝑣0
𝑄]
0,8𝑄
1
6 Fórmula 8
Donde:
X50= Tamaño medio del fragmento
A= Factor de la roca
V0= Volumen de roca quebrado por pozo
Q= Masa de TNT que es equivalente en energía a la carga del tiro
71
El tamaño medio del fragmento depende de las propiedades de la roca
y del explosivo. Vo/Q implica q el tamaño medio es inversamente
proporcional casi linealmente con el factor de carga del explosivo. La
ecuación sugiere también una débil dependencia del peso del explosivo por
pozo.
Diámetros más pequeños producirán una pila de material más fino en
virtud de la distribución mejorada de energía. La ecuación anterior debe ser
mejorada en virtud de poder expresar el tamaño en función de la utilización
de explosivos ANFO y su capacidad rompedora.
𝑋50 = 𝐴 [𝑉0
𝑄𝑒]
0.8𝑄𝑒
1
6 [115
𝐸]
0.663 Fórmula 9
Donde:
Qe= masa real del explosivo usado por tiro
E =potencia en peso relativo del explosivo (ANFO = 1)
115/E= ajuste para la potencia en peso relativo del TNT respecto del ANFO
C) Ecuaciones de Kuz-Ram.-
Para obtener la expresión para el cálculo de n, Cunningham en 1983
usó la teoría moderna de fracturas para obtener una relación entre este
parámetro y los siguientes factores:
Exactitud de la perforación
Relación burden tamaño pozo
Relación esparcimiento burden
Relación del largo de la carga
72
La aplicación del modelo ha sido extensa, aplicando tanto a datos
publicados como a experimentales, y en general, se ha concluido q predice
bien los tamaños gruesos pero es menos exacto para las fracciones más
finas. Las ecuaciones de Kuz-Ram desarrolladas son:
Tamaño Medio:
𝑋50 = 𝐴 [𝑉0
𝑄𝑒]
0.8𝑄𝐸
1
6 [115
𝐸]
0.663 Fórmula 10
Tamaño Crítico
𝑋𝐶 =𝑋50
0.6931𝑛
Fórmula 11
El factor de roca A es uno de los más importantes en el modelo de Kuz-
Ram, está relacionado con las características del macizo rocoso, de las
cuales, las propiedades resistentes y estructura de la roca influyen en el
diseño de la tronadura. Las propiedades resistentes son intrínsecas de la
roca las que se determinan a partir de ensayos de laboratorio. Por lo tanto
deben evaluarse la resistencia a la comprensión, tracción y corte
D) Tabla de Cunningham.-
La siguiente ecuación se deduce de datos geológicos de la masa
rocosa y sirve para evaluar el factor de roca.
𝐴 = 0.06(𝑅𝑀𝐷 + 𝐽𝑃𝑆 + 𝐽𝑃𝐴 + 𝑅𝐷𝐼 + 𝐻𝐹) Fórmula 12
Donde:
- RMD: Descriptor de la masa rocosa
- JPS: Esparcimiento de las diaclasas verticales
- JPA: ángulo del plano de la diaclasa
- RDI: influencia de la densidad
- HF: factor de dureza
73
Tabla Nº 5.2 Table de Cunningham
Según lo investigado en distintas compañías mineras, la última
ecuación de Cunningham la cual tiene por objeto calcular el factor de roca,
ésta sobreestima considerablemente el término. Para preservar las
tendencias y así estimar el término se aconseja que la ecuación se modifique
cambiando la constante de 0.06 a 0.04. Esta modificación reduce el valor
estimado del factor de roca en un tercio, lo que trae como consecuencia, una
mejor estimación de la fragmentación que al parecer describe, en una mejor
74
medida, el funcionamiento de las operaciones de tronadura en banco. Cabe
destacar, que la tabla que Cunningham utilizó para calcular el factor de roca
es muy similar al índice de tronabilidad de Lilly, pero con una diferencia
importante, puesto que Cunningham le da mayor importancia a la dureza de
la roca.
La definición de Cunningham de las diaclasas está relacionada con la
malla de perforación y la definición de sobretamaño. Por otro lado, el índice
de uniformidad se calcula de la siguiente manera:
𝑛 = [2.2 − 14𝐵
𝑑] [1+
𝑆
𝐵
2]
0.5
[1 −𝑊
𝐵] [
|𝐿𝐶𝐹−𝐿𝐶𝐶|
𝐿𝑡]
0.1 𝐿𝑡
𝐻 Fórmula 13
Donde
- n = Indice de uniformidad
- b =burden
- S= Esparcimiento
- d = Diámetro del pozo mm
- W= desviación estándar de la exactitud de perforación
- LCF=longitud de carga de fondo
- LCC= longitud de carga de columna
- Lt= longitud de de carga total
- H= altura del banco
El índice n está relacionado con los parámetros geométricos de la
tronadura. A continuación se explica el impacto de cada uno de ellos.
El valor de n aumenta si B/d disminuye, Lt/H aumenta, S/B aumenta,
esquema de trabado aumenta, precisión de la perforación aumenta.
Esto es: a medida que el burden aumenta para un diámetro de pozo fijo,
el índice n disminuirá. La relación entre la longitud de carga y la altura del
75
banco sugiere que la fragmentación esperada es mejor cuando la carga es
distribuida uniformemente a través del banco. Además diámetros grandes de
pozo conducen a cargas más cortas y valores bajos para la relación Lt/H
llevando a tener fragmentación más gruesa en la parte superior y más fina en
la inferior obteniendo así un índice n bajo. La relación esparcimiento burden,
sugiere q mientras esta aumenta n también lo hace.
76
Capítulo 6: SHOTPLUS.
Es un software de modelado y diseño de explosión avanzada que
ayuda en la productividad, seguridad, medio ambiente y rendimiento de un
proyecto de la mina, cantera o construcción.
SHOTPlus permite a ingenieros diseñar, analizar y optimizar todas las
voladuras. Esta aplicación avanzada contiene extensas herramientas
pirotécnicas y electrónicas, detonador de temporización, así como las
capacidades integrales de diseño de voladuras adecuadas para el carbón y
la minería metalífera de superficie, sectores de canteras y la construcción.
Con este programa se puede crear diseños complejos, generar
numerosos tipos de informe, ejecutar simulaciones de múltiples escenarios y
predecir los más eficaces resultados. Al capturar, consolidar y guardar los
resultados en SHOTPlus se puede verificar los resultados de cada voladura
para mejorar el rendimiento futuro del diseño de voladura. Las herramientas
más destacadas en este software se pueden dividir en dos grupos:
Herramientas de diseño
herramientas de cálculo
6.1.- Herramientas de diseño
En este grupo de herramientas se encuentran las funciones que se
utilizan para el diseño de la malla de tronadura y también del banco donde se
encontrara esta. Es en estas herramientas donde se ingresan todos los
parámetros que fueron calculados con anterioridad para el diseño de las
mallas de tronadura. Las herramientas de diseño son las siguientes:
77
Importación de datos
Herramientas de dibujos (trazado)
Herramientas de Voladura
Herramientas de Ikon
A) Importación de datos.
Esta herramienta nos permite la importación de datos de mallas o
bancos ya diseñados en otros softwares hacia Shotplus. Desde otros
programas hacia el software Shotplus. La compatibilidad de importación es
bastante amplia y contempla la información en 3d dimensiones. Los archivos
compatibles con el software Shotplus son los siguientes:
Datos .DXF AutoCAD
Datos .txt
Datos .STR surpac.
Datos cBlast.
Figura Nº 6.1 Importación de datos
78
B) Herramientas de Dibujo (Trazado)
Son aquellas que permite dibujar ya sea los límites del banco o algún
acontecimiento particular en él. Las herramientas son:
1. 3D point tool: sirve para dibujar un punto.
2. Text tool: le asigna una letra o texto a un barreno o a un lugar del
banco
3. Arrow Tool: dibuja una flecha, se puede modificar tamaño y dirección
luego de dibujarla.
4. 3D Polyline Tool: dibuja una línea a través de los puntos que se van
trazando.
5. 3D Polygon Tool: dibuja un polígono a través de los puntos que van
trazando.
Figura Nº 6.2 Herramientas de dibujo.
C) Herramientas de Voladura.
Son aquellas que diseñan o complementan el diseño de la malla de
tronadura. Estas herramientas son:
1. La herramienta (1) Barreno, (2) fila, (5) esquema: sirven para agregar
un barreno, una fila de barrenos o una malla completa de barrenos.
3. Barreno falso
79
4. Tiempo de retardo se configura el retardo del primer pozo de la
detonación.
6. Etiquetado de barreno
7. Unión se utiliza para configurar el tipo de material con que se unirán
los barrenos y definir el retardo.
8. Cargado en el fondo.
Figura Nº 6.3 Herramientas de voladura
D) Herramientas de I-kon
Son aquellas que se utilizan especialmente para la configuración de
detonadores i-Kon. Estas solo se utilizan en caso de que el sistema de
iniciación sea electrónico y usando detonadores I-kon.
1. Ajuste tiempo I-kon
2. Punto de apertura Ikon
3. Sincronización I-kon
4. Ajuste fila tiempo I-kon
5. Programador I-kon
80
Figura Nº 6.4 Herramientas de I-kon
6.2.- Herramientas de cálculo.
Estas son aquellas que se utilizan una vez ya diseñada y configurada la
malla de perforación y tronadura con todos sus parámetros. Estas
herramientas son para iniciar la tronadura, evaluar el desempeño de esta,
verificar que este todo bien configurado, identificar los errores en el diseño y
obtener información de la simulación de la tronadura. Las herramientas de
cálculos son las siguientes.
Visualizar
Primer Movimiento
Angulo de Iniciación
Rebaje Montera
Cuadro de Tiempo
Cantidades
A) Visualizar
Esta herramienta permite simular la secuencia de la explosión que se
configuró. Se utiliza para lo siguiente:
Comprobar la secuencia de disparo
Verificar la quema de los pozos
81
Permite ver la secuencia de disparo en distintas velocidades.
Figura Nº 6.5 Visualizar
B) Ángulo de iniciación
Esta herramienta nos muestra las líneas de tiempo en el diseño de
tronadura, estas líneas se extraen de los pozos de igual tiempo.
Se utiliza para indicar un mal diseños o algún error en la secuencia de
iniciación.
Se utiliza para indicar la dirección del tiro y movimiento de materiales
Se utiliza para indicar el tiempo de alivio dentro de la explosión
Las líneas de isotiempo se pueden modificar dependiendo de los
milisegundos.
Figura Nº 6.6 Ángulo de inclinación
82
C) Primer movimiento.
Nos arroja la dirección hipotética en la cual se moverá el material una
vez ya tronada la malla
Sirve para modificar el amarre en el caso que la dirección hipotética no
sea la que se espere
Figura Nº 6.7 Primer movimiento
D) Rebaje montera.
Calcula el burden de alivio en la dirección de la detonación. El burden
de alivio es una relación entre los milisegundos y los metros de separación
entre filas de pozos.
Se utiliza para poner en evidencia alguna anomalía en la secuencia de
inicio.
Figura Nº 6.8 Rebaje montera
83
E) Cuadro de tiempo
Esta herramienta muestra un gráfico de tiempo vs pozos tronados o
tiempo vs kg de explosivos tronados, lo que permite observar cuantos pozos
fueron tronados al mismo tiempo o dentro del margen de tiempo que se
consideraría un acople. Así poder cambiar los tiempos de retardo para evitar
un acople de pozos y así reducir las vibraciones producto de la tronadura.
Gráfico Nº 6.1 Cuadro de tiempo
F) Cantidades
Permite observar un cuadro el cual muestra detalladamente las
cantidades de material que fueron requeridos para el diseño de tronadura.
Sirve para calcular el costo de la tronadura en base a los materiales
utilizados en ella.
Figura 6.9 Cantidades de material
84
Capítulo 7: JK-SIMBLAST
Jk-Simblast permite la simulación y gestión de la información para
voladuras en minas y operaciones relacionadas. Este software está diseñado
para ingenieros que necesitan normalizar su control de voladuras, mediante
la integración de todas las áreas asociadas con el diseño, simulación,
análisis y optimización, incluyendo el almacenamiento y la manipulación de
modelos, datos y resultados, dentro de un sistema. Jk-Simblast consta de
dos módulos, 2Dbench y Stock view. Para el presente estudio se utilizara el
módulo 2Dbench, el cual se usa generalmente para el diseño, análisis y
optimización de tronaduras de minería en bancos.
2Dbench es un software gráfico que proporciona a los ingenieros y
personal de tronadura, la facultad de diseñar y optimizar la configuración y
secuencia de iniciación de la mayoría de los tipos de tronadura de banco.
Este software nos permite realizar:
Diseño de banco
Diseño y configuración de barrenos
Carguío y amarre de pozos
Simulación de detonación
Análisis de la distribución de energía
Análisis de vibraciones
Análisis de fragmentación de la roca
85
7.1 Proceso de diseño y simulación de tronadura con JK-Simblast
2dbench
7.1.1.- Importación de archivos
Es una herramienta que permite trasladar datos, tales como
coordenadas de barrenos, diseños de bancos, etc, para la posterior
configuración en el software.
Figura Nº 7.1 Importación de archivos
7.1.2.- Diseño y configuración de Barrenos
Una vez que se ha diseñado o importado el banco se procede a diseñar
y configurar la malla de tronadura. Para esto el software dispone de
diferentes herramientas cada una con una función específica para hacer más
fácil el desarrollo de esta tarea.
86
Las funciones de diseño que presenta el software son:
Área: función que permite crear líneas, polígonos o rotular distintas
estructuras.
Holes: función que hace posible la creación y configuración de
barrenos ya sea en forma individual, en patrones o en esquemas.
Figura Nº 7.2 Diseño y configuración de Barrenos
7.1.3.- Carguío y amarre de pozos:
En esta función es posible realizar:
Elección y posterior carguío del material explosivo que corresponderá
a la carga de columna del pozo
Elección y posterior configuración de la carga de fondo del pozo y sus
respectivos retardos.
Elección y configuración del amarre en superficie.
Figura Nº 7.3 Carguío y amarre de pozo
87
7.1.4.- Simulación de detonación
Nos permite detonar la malla ya configurada con todos los parámetros
necesarios para realizar la voladura, pudiendo así verificar que el diseño y
configuración de este correcto o exista algún problema en el diseño que
perjudique la optimización de la malla.
También esta herramienta arroja dos funciones que son muy útiles,
Las líneas de isotiempo : Muestra cualquier problema que exista en
la configuración del amarre de los pozos
Gráfico de carga detonada vs tiempo de detonación: Permite
configurar de mejor manera si es que existe algún tipo de acople en
los pozos evitando así las altas vibraciones.
Figura Nº 7.4 Simulación de detonación
88
7.1.5.- Análisis de distribución de energía
Al ejecutar esta función el software simula la distribución de energía de
los pozos detonados, ingresando para ello la densidad de la roca, la cota de
la berma y la cota de la pata. Estos dos últimos inputs van a depender si se
quiere analizar la distribución de la energía en forma horizontal o vertical.
7.1.6.- Análisis de Vibraciones
Permite predecir el nivel de vibración, basado en el modelo Holmberg y
Persson. En el caso que este análisis arroje vibraciones muy altas se
procede a cambiar tipo de amarra y retardos que se escogieron o se cambia
el tipo de explosivos.
7.1.7.- Análisis de fragmentación de la roca
Este análisis tiene por finalidad predecir el tamaño de roca que
generará la tronadura por medio del modelo de Kuz Ram explicado en
capítulos anteriores, pero para ello es necesario obtener algunos datos
importantes del macizo rocoso.
89
Capítulo 8: DISEÑO DE MALLA TRONADURA
Para diseñar los parámetros que toda tronadura requiere en una
compañía minera, se necesitan saber dos cosas fundamentales, qué tan
competentes es el material y en qué calidad estructural se encuentra, es
decir un material puede ser muy competente pero puede estar muy
fracturado o viceversa. Es por esto que en la mayoría de las compañías
mineras se ocupan distintos modelos que logran identificar estas variables
pero los más comunes son:
Modelo de RQD (Competencia de la roca)
Modelo de IS50 (Dureza de la roca)
8.1.- ROCK QUALITY DESIGNATION (RQD).
El cálculo de RQD se obtiene del modelo de largo plazo en el que se
utilizan los sondajes de diamantina utilizados en las campañas de
exploración que se han realizado en la faena minera. Se considera que la
longitud de referencia dependerá del diámetro del testigo analizado. Este
modelo se actualiza con el mapeo geomecánico de bancos el cual va
afinando el modelo de largo plazo.
El formulismo utilizado en una de las compañías mineras para calcular el
RQD es el siguiente:
𝑅𝑄𝐷(%) =∑ 𝐿𝑡
𝐿𝑇𝑜𝑡𝑎𝑙𝑥 100 fórmula 14
Donde:
∑Lt= sumatoria de los trozos de testigos mayores a 12 cm (m)
LTotal= longitud total del sondaje (m)
90
Tabla Nº 8.1 Tabla Código RQD / Descripción
MODELAMIENTO
% RQD (Rango) Descripción
0 – 35 Muy Bajo
35 – 70 Bajo
70 – 80 Moderado
80 -100 Alto
8.2.- Determinación del índice de carga puntual IS50
Este modelo se obtiene tanto de los sondajes como de las muestras
recolectadas en los bancos. El modelo de dureza, fue diseñado bajo el
concepto de carga puntual. El test de carga puntual, es un índice
ampliamente usado que provee una rápida y precisa clasificación de dureza
de las rocas. Básicamente el ensayo consiste en aplicar una carga de
compresión a una muestra de geometría regular o irregular concentrada
mediante un par de puntas cónicas, en la mejor dimensión de la muestra,
hasta que se produce su ruptura en una forma predeterminada. El índice de
carga puntual no corregido Is, se obtiene la siguiente fórmula:
𝐼𝑠 =𝑃∗0,4536
𝐷𝑒2 fórmula 15
Donde:
P= carga puntual de ruptura (lb)
De= Diámetro equivalente de la muestra (cm)
91
Los resultados de carga puntual son dependientes del tamaño y la
forma de la muestra, por lo tanto, todos los resultados deben ser corregidos
para obtener el índice de carga puntual estándar IS50.
Esta corrección se obtiene, con la siguiente expresión general la cual
fue obtenida por la ISMR (International Society for Rock Mechanics)
𝐼𝑠50 = 𝐼𝑠 ∗ (𝐷𝑒
5)
0,45
Fórmula 16
Donde:
Is: Índice de carga puntual (kg/cm2)
De: Diámetro equivalente de la muestra (altura de la muestra en cm)
Tabla Nº 8.2 Tabla de dureza
Junto con estos dos modelos el departamento de tronadura elabora
una tabla en la cual se analizan los resultados de cada uno de los modelos y
se asocian a una malla de tronadura estándar.
Tabla de dureza según rango
Is50 Rango Descripción
0 - 23,5 Muy Bajo
23,5 - 46,3 Bajo
46,3 - 70 Medio
70 - 110 Alto
110 - 300 Muy Alto
92
Tabla Nº 8.3 Tabla de relación blast index y malla perforación
Una vez ya conocidos el burden y espaciamiento ingeniería, procede a
trabajar en el diseño de la malla de perforación y tronadura para el polígono
deseado.
Para este estudio utilizaremos los parámetros de una malla de
perforación y tronadura de la minera el abra los cuales fueron obtenidos
mediante la metodología anteriormente señalada. El equipo que se utilizó
para realizar este diseño es la perforadora PitViper 271.
93
Por lo tanto los parámetros son los siguientes:
Tabla Nº 8.4 Parámetros de una malla de perforación
PARAMETROS
Burden 5
Espaciamiento 5
Taco 6
Tipo de malla Cuadrada
Diámetro de perforación 10 5/8
Altura de banco 14
Pasadura 2
Profundidad del Pozo 16
Material para taco Gravilla
Área (m2) 4455
Tonelaje a Remover (ton) 189248
94
Los explosivos que utilizaremos para cargar los pozos ya definidos son los
siguientes:
Tabla Nº 8.5. Explosivos utilizados para cargar pozos
PARAMETROS
Explosivos en pozos de Producción Fortan 50
Explosivos en pozos Amortiguados Fortan advantage
Densidad del explosivo 1.3 (grs/cc)
Tipo de detonador Electrónico
Detonadores I-KON por pozo 1
Detonadores pirotécnicos por pozo 1
Booster por pozo 1 (Pentex 900)
Tiempo de retardo entre pozos 3
Tiempo de retardo entre filas 96
Una vez ya definidos todos los parámetros de la malla de perforación y
tronadura se procede a dibujar la malla en el software autocad, esta malla
será utilizada en dos distintos softwares para poder analizar detalladamente
cada una de las herramientas y así definir las ventajas y desventajas de cada
uno de los softwares. Los softwares utilizados son los siguientes:
o SHOTPLUS
o JK-SIMBLAST
95
Figura Nº 8.1 Malla diseñada en autocad
96
Capítulo 9: APLICACIÓN DE SOFTWARE SHOTPLUS EN
MALLA DE PRODUCCIÓN Y TRONADURA
El presente capítulo muestra cómo se puede diseñar, configurar y
analizar una voladura partiendo desde los puntos de los barrenos extraídos
de AutoCad o bien diseñando los barrenos en ShotPlus, utilizando cada una
de las herramientas que presente el programa, esto se lograra siguiendo los
siguientes pasos:
Creación o importación de Malla de perforación y tronadura
Configuración de barrenos
Carga de explosivos
Amarre
Detonación
Análisis de secuencia de salida
Análisis de líneas de isotiempo
97
9.1 Creación o importación de malla de perforación y tronadura.-
La creación de la malla de perforación y tronadura se puede definir por
unidad de barrenos o se puede diseñar una malla ya definida debido a las
herramientas de dibujo que presenta el software. También se pueden
importar una malla ya dibujada anteriormente en el software AutoCad
mediante un archivo .DXF. En la creación de la malla los parámetros que se
configuran son los siguientes:
Burden
Espaciamiento
Figura Nº 9.1 Creación de malla de perforación y tronadura aplicado
98
9.2 Configuración de barrenos
Consiste en asignar los distintos parámetros a los barrenos de la malla
de tronadura que se diseñó en el paso anterior. Estos parámetros pueden ser
calculados de manera matemática según los distintos autores o bien pueden
ser definidos por el equipo que la minera dispone para realizar las labores de
perforación. Los parámetros que se configuran son los siguientes:
Longitud del barreno
inclinación del barreno
diámetro del pozo
Figura Nº 9.2 Configuración de barrenos aplicado
99
9.3 Carga de explosivo
A continuación se procede a cargar los pozos con los explosivos elegidos
ya sea para pozos de producción y amortiguados. En este paso también se
configura el material que se utilizara de taco, el tipo de cebo e iniciador que
se utilizaran para la tronadura. Los parámetros son:
Longitud y tipo de explosivo
Longitud y material de taco
Profundidad y tipo de cebo
Iniciador
Figura Nº 9.3 Carga de explosivo aplicado
100
9.4 Amarre
El objetivo de este paso es elegir el sistema de iniciación que
usaremos para la voladura, los tiempos de salida de los pozos y así poder
dirigir el desplazamiento de la roca en hacia la cara libre. Los parámetros
son:
Tipo de sistema de iniciación
Tiempo de retardo entre pozos
Tiempo de retardo entre filas
Tiempo de retardo de superficie y de fondo
Figura Nº 9.4 Amarre aplicado
101
9.5 Detonación.-
Una vez que se han realizado los pasos anteriores y configurados
todos los parámetros de la malla necesarios para realizar la voladura se
procede a efectuar la detonación para así ver verificar que los barrenos
funcionen de manera correcta.
Figura Nº 9.5 Detonación aplicada
9.6 Análisis de secuencia de salida.-
Es una herramienta que presenta el programa y representa la
secuencia de salida de cada uno de los barrenos y nos indica hacia donde se
dirige el desplazamiento de la roca circundante al barreno para así verificar
que el desplazamiento sea en dirección a la cara libre o a una dirección en
102
particular si así se desea. Esta secuencia de salida se logra modificando los
tiempos de iniciación de cada uno de los barrenos pudiendo lograr así
distintas direcciones hacia donde se dirija el material, aquí se ejemplifican las
formas más comunes.
Figura Nº 9.6 Análisis de secuencia de salida aplicado
103
9.7 Angulo de iniciación.-
En esta herramienta el software nos dibuja líneas de isotiempo cada
cierto rango de milisegundos elegidos por el usuario, para así poder
identificar en que rango de tiempo fueron detonando los pozos. El análisis de
las líneas de isotiempo muestra en que rango de tiempo son detonados los
pozos.
Figura Nº 9.7 Ángulo de iniciación aplicado
104
9.8 Rebaje de montera
Esta herramienta muestra una relación entre los milisiegundos que se
demoran en detonar los pozos y la distancia en metros de carga que hay en
ellos, esta relación se muestra con una escala de colores que permite ver
gráficamente el burden de alivio de carga en la dirección de detonación.
Figura Nº 9.8 Rebaje de montera aplicado
105
9.9 Cuadro de tiempo
Aquí el software muestra el número de cargas o la cantidad de
explosivo en kilogramos que son detonados en cierto intervalo de tiempo. Es
una herramienta muy simple de analizar y nos permite mejorar la secuencia
de tiro de los pozos para que no se generen acoples en los tiros y la
vibraciones se mantengan a un nivel normal.
Figura Nº 9.9 Cuadro de tiempo aplicado
106
9.10 Cantidades de material
Al utilizar esta herramienta del software arroja un cuadro de texto
donde se muestra el detalle las cantidades de cada uno de los accesorios de
tronaduras y explosivos que utilizamos para este diseño. Es muy útil para
generar una estimación de la cantidad de material que se utilizara y poder
calcular el costo total de la tronadura y así lograr optimizar los recursos.
Figura Nº 9.10 Cantidad de material aplicada
107
Capítulo 10: APLICACIÓN DE SOFTWARE JK SIMBLAST EN
MALLA DE PRODUCCIÓN DE TRONADURA
Se procederá a diseñar y configurar la malla de tronadura ocupada
anteriormente con el software Shotplus en el software JK Simblast para así
poder analizar las herramientas del software de una forma detallada. La
forma que abordará esto es la siguiente:
Diseño y configuración de malla de tronadura.
Carguío de explosivos y configuración de amarre.
Simulación de detonación
Análisis de distribución de energía
Análisis de Fragmentación de la roca
Cantidad de material
108
10.1 Diseño y configuración de malla de tronadura
Como se mencionó anteriormente utilizaremos los mismos parámetros
de malla que utilizamos con el software Shotplus.
Tabla Nº 10.1 Parámetro de diseño Jk Simblast
PARAMETROS
Burden 5
Espaciamiento 5
Taco 6
Tipo de malla Cuadrada
Diámetro de perforación 10 5/8
Altura de banco 14
Pasadura 2
Profundidad del Pozo 16
Material para taco Gravilla
Area (m2) 4.455
Tonelaje a Remover (ton) 189.248
109
Con estos parámetros procedemos a diseñar la malla y posteriormente
la configuración de cada pozo.
Figura Nº 10.1 Diseño de malla
10.2 Carguío de explosivos y configuración de amarre.
Una vez ya configurada la malla de perforación se procede a realizar
el carguío de los pozos y el amarre de malla según los siguientes
parámetros.
Tabla Nº 10.2 Parámetros de explosivos Jk Simblast
PARAMETROS
Explosivos en pozos de Producción Fortis 50
Explosivos en pozos Amortiguados Fortan advange
Densidad del explosivo 1.27 (grs/cc)
Detonadores por pozo 1
Booster por pozo 1 (900 gr)
Tiempo de retardo entre pozos 3
Tiempo de retardo entre filas 96
110
La malla resultante consta de 9 filas de producción y 2 filas
amortiguadas
Figura 10.2 Carguío de malla Jk Simblast
10.3 Simulación de detonación:
Realizada la simulación esta muestra que el amarre y el carguío de
explosivos se ejecutaron de manera correcta, ya que no se presentó ningún
problema al momento de la detonación
Figura Nº 10.3 Detonación de malla Jk Simblast
111
En la herramienta de detonación del software JK Simblast también se
obtiene una relación entre la cantidad de carga detonada y el tiempo
transcurrido de la detonación. Revelando si se generó algún tipo de acople
en los distintos pozos al ser detonados.
Para nuestro diseño el grafico muestra claramente que no se generó
ningún acople de pozos durante la tronadura. Así mismo se puede observar
la disminución de carga detonada en el tiempo que comienzan a detonar los
pozos amortiguados.
Gráfico 10.1 Cantidad de carga detonada vs tiempo de detonación
112
10.4 Análisis de distribución de la energía.
Debido a que la simulación de detonación se realizó de manera
exitosa, se procede a analizar la distribución de la energía.
Figura 10.4 Distribución de energía
El análisis que se obtiene de esta herramienta, es que se observa
claramente que la mayor energía se concentra en el centro de la malla, y
también se ve un cambio en la energía desprendida justo en el límite entre
pozos de producción y pozos amortiguados, lo cual indica un menor daño a
la roca in situ que se quiere proteger.
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10.5 Análisis de fragmentación de la roca
Este análisis es uno de los con mayor relevancia en los procesos de
producción de la minera. La estimación del tamaño de roca que genera la
tronadura es fundamental para decidir si el diseño es eficiente o hay que
optimizarlo.
Sin embargo para poder realizar la estimación es necesario tener los
siguientes datos:
Propiedades geomecánicas
Factor de roca
A) Propiedades geomecánicas de la roca.
Entre más exacto sean los valores entregados por geología con
respecto a las condiciones geomecánicas, los distintos cálculos que se
realicen con ellos serán más confiables.
Tabla Nº 10.3 Propiedades geomecánicas de la roca
Unidad litológica Densidad U.C.S (MPa) Módulo de Young
Andesita 2.59 41,2 25,7
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B) Factor de Roca.
Los datos geomecánicos mostrados anteriormente son esenciales
para el cálculo del factor de roca.
Tabla Nº10.4 Cálculo de factor de roca Lilly
LIlly Rocas Tectonizadas
Parámetro Valor
Descripción del macizo rocoso RMD
Verticalmente fracturado 20 20
Espaciamiento de las fracturas
verticales
JPS
Cercano a 0,1 m 10 10
Angulo de Plano de Diaclasas JPO
Buzamiento hacia fuera de la Cara 20 20
Influencia de la densidad de la roca RDI
RDI= 25 x SG-50 13,5 13,5
Factor de la fuerza HF
HF=0,005X UCS 1,7
INDICE DE TRONABILIDAD DE LILLY 32,6
FACTOR DE ROCA DE LILLY 3,91
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Estos valores son ingresados en la herramienta análisis de
fragmentación de la roca por método KUZ RAM y entrega un gráfico de
cantidad de material tronado en ton vs tamaño de la roca en metros.
Gráfico Nº 10. 2 Predicción de fragmentación de roca Kuz Ram
Este grafico arroja ciertos datos que son muy importantes para los
demás procesos de producción de una minera.
Tabla Nº 10.5 Resultados de predicción de fragmentación de roca Kuz Ram
% pasante Tamaño cm
20 2,9
50 6,9
80 13,3
Si bien los resultados son estimaciones, estos son aceptables ya que
el tamaño que se busca en la fragmentación tiene que ser cercano a los 20
cm
116
10.6 Cantidad de material
Para finalizar el análisis del software JK Simblast, cabe destacar que
este entrega unos cuadros de información en los cuales se muestra el detalle
de cada una de las cantidades de materiales que se utilizaron en el diseño
de la malla. Estos cuadros permiten calcular de una forma más simple los
costos totales de la voladura. Teniendo todos estos datos se procede a
analizar toda la información entregada por el software para poder buscar la
optimización de la malla.
Figura 10.5 Cantidad de material
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Capítulo 11: CONCLUSIONES
Ya realizado la simulación y posterior análisis de la malla de voladura
de producción en ambos softwares se puede concluir lo siguiente:
El primer punto de comparación entre los softwares es el diseño y
carguío de la malla de voladura. Si bien ambos softwares presentan
herramientas similares, Shotplus de Orica se lleva la ventaja ya que es un
programa sencillo de utilizar, se hace muy accesible al usuario desarrollar el
diseño y carguío de la malla de voladura ya que este posee herramientas
más generales y no tan especificas, pudiendo desde una sola ventana
realizar el carguío de explosivos completo de los pozos. En cambio JK
Simblast posee herramientas especificas en el carguío de pozos que lo
hacen ser menos amable con el usuario, sin embargo JK posee la facilidad
de crear o modificar explosivos o accesorios de voladura, logrando así que el
usuario pueda elegir el explosivo exacto para su diseño.
Otro aspecto que hay que destacar es que ShotPlus de Orica posee
herramientas especificas para el sistema de iniciación electrónico.
Realizando de manera muy sencilla la configuración de detonadores Ikon y
pudiendo traspasar de manera rápida toda la configuración de estos al Ikon
Loger permitiendo así evitar posibles errores humanos.
Aunque shotplus sea un software más amigable con el diseño, carguío
y el sistema de iniciación electrónico, este presenta una gran desventaja al
momento de los análisis que puede realizar a la tronadura ya efectuada. En
cambio Jk Simblast posee una seria de análisis que son de gran ayuda, no
solamente para el área de la tronadura sino que también para la mayoría de
las operaciones mineras de una faena. Jk Simblast posee el análisis de
distribución de energía, análisis de vibración y análisis predictivo de la
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fragmentación. la información entregada por cada uno de estos análisis es
muy importante para una real optimización de la voladura
Aunque ambos programas se parecen bastante, la información
entregada por los análisis realizados luego de la voladura por parte del
software JK Simblast es mucho más valiosa que la entregada por los análisis
realizados por Shotplus, si bien este ultimo simplifica bastante el trabajo con
el sistema de iniciación electrónico, los análisis predictivos de JK Simblast
son mucho más relevantes al momento de optimizar la voladura.
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Capítulo 11: BIBLIOGRAFIA
López-Jimeno Carlos. López-Jimeno Emilio, García Bermúdez Pilar,
Manual de Perforación y Voladuras de Rocas, E.T.S.I de minas,
Madrid, España, 2003.
Manual de Voladura Exsa, Edición Especial.
Jay A. Rodgers, Técnicas Eficientes para Tronadura Mina Cielo
Abierto, Vibra-Tech
José Bernaola Alonso, Jorge Castilla Gómez, Juan Herrera Herbert,
Perforación y Voladuras de Rocas en Minería, E.T.S de Ingenieros de
Minas de Madrid, 2013.
Nelson Esteban Coronado Vergara, Estudio para mejorar el
posicionamiento de explosivos de alto poder energético; Fortan Extra
y Flexigeles, en Sociedad Contractual Minera El Abra, Universidad de
Atacama, 2014
Paulina Tamara Quitral Quitral, Diseño de malla de tronadura
utilizando software Minesight y JK-Simblast, Universidad de Atacama,
2010