CENTRO TECNOLÓGICO DE VOLADURA EXSA

CTVE

LES DA LA LES DA LA BIENVENIDABIENVENIDA

DISEÑO DE VOLADURAS SUBTERRÁNEAS

Las operaciones de voladura subterránea difieren de la superficie ya que carecen de la cara adicional de alivio que es normal en muchas de las operaciones de superficie.

En operaciones subterráneas , tenemos sólo una cara en la cuál debemos perforar y ser capaces de crear alivio perpendicular a esa cara utilizando los primeros taladros que detonan. Si no se crea el alivio apropiado cuando detonan los primeros taladros, el resto de la voladura provocará muy poca fragmentación y se soplará.

DISEÑO DE VOLADURAS SUBTERRÁNEAS

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

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

EJEMPLOS DE CORTE QUEMADO

EJEMPLOS PARA LIMITAR EL EFECTO DE SIMPATÍA ENTRE LOS TALADROS

a b dc

a b c

1

2 3

4

5

d. Corte en espiral

EJEMPLOS PARA LIMITAR EL EFECTO DE SIMPATÍA ENTRE LOS TALADROS

e. Corte Coromant

1

2 3

4

56

1,8 m

1,3 m

0,7 m 0,9 m

1,15 m

8

1012

7

911

13 5

2

46

b

a

c

f. Corte en Doble Espiral

MÉTODOS MECANIZADOS

DE PERFORACIÓN

PARA VOLADURA DE CHIMENEAS Y

PIQUES

Las voladuras en túneles son diferentes a las voladuras en bancos debido a que se hacen hacia superficie libre mientras que las voladuras en banco se hacen hacia dos o más caras libres.

TÚNELES

En las voladuras de bancos hay gran cantidad de alivio natural dentro de la plantilla el cual resulta de las caras libres adicionales.

En los túneles, sin embargo, la roca está más confinada y una segunda cara libre debe ser creada paralela al eje de los taladros.

La segunda cara libre se produce por un corte en la frente del túnel que puede ser ya sea un taladro perforado paralelamente, un corte en V o un corte en abanico.

Después de que se hace el corte, los taladros auxiliares se pueden comparar en algunos aspectos los utilizados en voladuras de bancos.

En general, las voladuras de túneles son de alguna manera sobrecargadas para producir una fragmentación más fina ya que los efectos desastrosos del sobrecargado de los taladros son disminuidos por el confinamiento dado en el túnel.

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

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

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

1. Taladros de Piso (arrastres).

2. Taladros Cuadradores (flancos).

3. Taladros de Contorno (alzas al techo).

4. Taladros Auxiliares (horizontales).

5. Taladros Auxiliares (verticales).

6. Taladros de Corte o Arranque.

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

64 42 2

5 5

11

3 3

TIPOS DE TALADROS USADOS EN TÚNELES

1. Taladros de Piso (arrastres)

2. Taladros Cuadradores (flancos)

3. Taladros de Contorno (alzas al techo)

4. Taladros Auxiliares (horizontales)

5. Taladros Auxiliares (verticales)

6. Taladros de Corte o Arranque

Los taladros del perímetro del túnel deben tener un ángulo hacia fuera de manera que se evite que la sección del túnel cambie a medida que se avanza en la perforación. Este ángulo recibe el nombre de ángulo de ajuste. Los ángulos de ajuste comúnmente se definen como 0.1 m + L x TAN 2°.

ÁNGULO DE

AJUSTE

Los burden para todas las voladuras de túneles se calculan y miden al fondo de los taladros. El ángulo de ajuste debe ser tomado en cuenta cuando se determinan los burden reales al fondo de los taladros.

ZONA DE DAÑO CON VOLADURA DE RECORTE

ZONA DE DAÑO SIN VOLADURA DE RECORTE

ZONA DE

DAÑO

Los taladros del perímetro en la zona de las cajas y el techo se perforan comúnmente con espaciamientos cercanos y cargas ligeras.

También pueden detonarse como voladura de recorte para proveer un contorno que requiera poco esfuerzo (cargas desacopladas). La siguiente figura muestra la extensión de las zonas de daño si se utilizan voladuras de recorte o si se utilizan métodos de voladura de producción en los perímetros.

El arranque utilizado hoy en día es el corte quemado con taladro de alivio de mayor diámetro. El término “corte quemado” se origina de un tipo de voladura donde los taladros son perforados paralelos uno al otro. Uno o más taladros llenos y los vacíos fueran del mismo diametro.

Más tarde se descubrió que al utilizar taladros vacíos de diametro mayor que los cargados, proveía alivio adicional en la plantilla o malla y reducía la cantidad de taladros perforados que se necesitaban. Los taladros grandes y vacíos también permitían un avance adicional por voladura.

CORTE QUEMADO O DE TALADROS PARALELOS

Toda una variedad de nombres se aplicaron para estos cortes en paralelo, cuando los taladros de arranque y alivios son del mismo diámetro se denomina corte quemado.

Cuando se combina taladros de arranque de menor diámetro con taladros de alivio de mayor diámetro se denomina corte paralelo.

AVANCE POR

VOLADURA Y LOS

DIÁMETROS DE LOS

TALADROS VACÍOS

Los taladros del corte pueden ser ubicados en cualquier lugar en la cara del túnel. Sin embargo, la posición del corte o arranque influenciará sobre la proyección de lanzamiento del material arrancado.

Si los taladros de corte se colocan cerca de la pared, la plantilla requerirá menos taladros pero la roca fragmentada no será desplazada tan lejos dentro del túnel.

El corte se alterna del lado derecho al izquierdo del túnel para asegurar que no se perforarán las cañas remanentes de la voladura anterior.

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

POSICIONES DE LOS TALADROS DE ARRANQUE

Los burden de los taladros cargados se seleccionan de tal manera, que el volumen de roca quebrada por cualquier taladro no pueda ser mayor al que pueda ocupar el espacio vacío creado, ya sea por el taladro de mayor diámetro o por los taladros subsecuentes que detonen.

DISEÑO DE LOS TALADROS DE CORTE

En este cálculo se debe considerar también el hecho de cuando la estructura de la roca se rompe entre los taladros, ésta ocupará un volumen mayor al que tenía en su estado original.

En otras palabras, se debe considerar el factor de esponjamiento.

Si los taladros de arranque rompen un volumen mayor del que puede caber dentro del cráter creado previamente, el corte se “congela” lo que significa que se bloquea por la roca que no puede ser expulsada.

Si esto ocurre, el alivio paralelo al eje de los taladros se pierde y los taladros no podrán romper adecuadamente. De hecho, éstos empezarán a soplarse fisurando la roca adyacente pero sin permitir que se produzca la fragmentación en la última etapa. Por tanto, en el corte mismo, las distancias deben ser diseñadas y perforadas con precisión.

El tiempo de retardo debe ser suficientemente lento para permitir que la roca empiece a ser expulsada del frente antes de que se disparen los taladros subsecuentes.

Un diseño típico de un corte quemado se da en la figura mostrada. El diámetro del taladro vacío de alivio se designa como DH. Si se utiliza más de un taladro vacío, se debe calcular el diámetro equivalente de un solo taladro vacío el cual contenga el volumen de todos los taladros vacíos. Esto se puede hacer utilizando la siguiente ecuación:

CÁLCULOS PARA LAS DIMENSIONES DEL CORTE QUEMADOTALADRO (S) VACÍO (S) (DH)

DH = dH √Ndonde:DH = Diámetro equivalente de un solo taladro vacío (mm)

dH = Diámetro de los taladros vacíos (mm)

N = Número de taladros vacíos

DISEÑO GENERAL DE UN

CORTE QUEMADO

Criterios de acción:

Arranque: Soplar y formar la cavidad inicial.

Núcleo: Triturar y extraer el máximo material.

Contorno: Despegar y formar el límite de la voladura.

ESPACIAMIENTOS DE LOS TALADROS EN

UN CORTE QUEMADO

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

CÁLCULO DE B1 PARA EL CUADRO 1

B1 = 1.5DH

CORTE QUEMADO

MOSTRANDO DIMENSIONES DEL BURDEN

TAMAÑO DE EL CORTE

B4

B2

B3B12 2

3

3

31

13 11

159

7

5

44

4

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

R1 = B1

DISTANCIAS DESDE EL

CENTRO HASTA LOS TALADROS DEL CORTE

TAMAÑO DE EL CORTE

R4

R2

R3

R12 2

3

3

31

13 11

159

7

5

4 4

44

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

DISTANCIAS ENTRE

TALADROS DEL CORTE

SC1

TAMAÑO DE EL CORTE

2 2

3

3

3

1

13 11

159

7

5

4 4

44

SC4

SC3 SC2

Sc1 = B1√2

CÁLCULOS SIMPLIFICADOS PARA CORTES QUEMADOS

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

PROFUNDIDAD DEL TALADRO (H)

PROFUNDIDAD DE AVANCE (L) (ESPERADA)

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

DH = Diámetro del taladros (mm)

L = 0.95 H

TALADROS AUXILIARES O DE PRODUCCIÓN

TALADROS DE ARRASTRE AL PISO

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

S = 1.1B

T = 0.5Bdonde:S = Espaciamiento

B = Burden (m)

T = Taco (m)

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

S = 1.1B

T = 0.2B

TALADROS DE CONTORNO (CUADRADORES Y ALZAS)

TIEMPO DE RETARDO DE LOS TALADROS

Comúnmente detonados con voladura de recorte con taladros de 0.45 m a 0.6 m entre centros, de otra manera:

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

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

S = 1.1B

T = B

EJEMPLOUn túnel rectangular con una sección de 8 metros de altura y 10 metros de ancho va a ser excavado con el método de corte quemado con taladro grande. El corte será cercano a la parte central del túnel. El taladro central vacío será de 102 mm y los taladros cargados serán de 38 mm de diámetro.

Todos los taladros del corte serán cargados con emulsión de 1.2 g/cm3. Se tienen disponibles cartuchos de emulsión de 25, 29 y 38 mm de diámetro. Se utilizará explosivo de precorte en los cuadradores y el techo, el espaciamiento de los taladros de recorte será de 0.6 m.

La roca es un granito con una densidad de 2.8 g/cm3. El taladro de 102 mm se escogió para permitir un avance de por lo menos 95% en una profundidad de perforación de 3.8 m. Diseñemos la voladura.

CÁLCULO DE PARÁMETROS INDIVIDUALES:

Llenando la tabla utilizando las fórmulas:

1. PROFUNDIDAD (H), dada como 3.8 m.

2. AVANCE (L), dado como 0.95 x 3.8 m = 3.61 m.

√L = √3.61 = 1.9

3. CÁLCULO DEL BURDEN:B = 0.012( 2 SGe / SGr + 1.5) De

B25 = 0.012( 2X1.2 / 2.8 + 1.5) 25 = 0.71 m

B29 = 0.012( 2X1.2 / 2.8 + 1.5) 29 = 0.82 m

B38 = 0.012( 2X1.2 / 2.8 + 1.5) 38 = 1.07 m4. TALADROS AUXILIARES:

B38 = 0.012( 2X1.2 / 2.8 + 1.5) 38 = 1.07 mS = 1.183 ≅ 1.2 m

T = 0.215

5. TALADROS DE PISO

6. CONTORNO (TALADROS DE RECORTE)

El mismo burden y espaciamiento de los taladros auxiliares.

Utilizamos espaciamiento de 0.6m.

T = 0.215 m

dec = 10( S / 177)2 = 10( 600 / 177 )2 = 115 g/m

B = 1.3 x 0.6 = 0.78 ≅ 0.8 m

MONTAJE DEL PLAN

2. ÁNGULO DE AJUSTE:

1. TALADROS DE PISO

10 / 1.2 = 8.33

0.1 + H (tan2º) = 0.1 + 3.8 (tan2º) = 0.23 m

Si 10 / 8 = 1.25 m = S

NOTA: Debe aproximarse a números enteros.

ó 10 / 9 = 1.11 m = S utilice 9 espacios o 10 taladros

3. TALADROS:De piso = 10 Voladura controlada= 26

Auxiliares = 46 Cuadradores = 15

Corte = 16 Techo = 41

68

EJEMPLO DE CORTES PARALELOS ESCALONAD

OS

4 5 6

1 2 3

DESARROLLO DE LAS SALIDAS DEL CORTE PARALELO ESCALONADO

CORTE EN VEl arranque comúnmente

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

BÁSICO

CORTE EN VEl ángulo de la V no debe

ser agudo y no debe ser menor a 60°.

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

CORTE EN V BÁSICO

TIEMPO DE RETARDO PARA UN CORTE EN

V

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

El corte en V básico muestra dos burden, el burden al fondo de los taladros y el burden entre las V´s que es equivalente a dos veces un burden normal si se utiliza un ángulo de 60° en el vértice de la V.

En algunos casos, se perfora un taladro adicional perpendicular al frontón siguiendo la línea de B1, el cual se denomina “taladro rompedor”.

Este se usa si la fragmentación obtenida con el corte en V es demasiado grande.

La siguiente figura indica la dimensión necesaria para perforar un corte en V adecuado. Las dimensiones especificas necesarias para cada taladro son tres:

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

1) La distancia a la cual se coloca la boca del taladro a partir del centro de la frente,

2) El ángulo con el que penetra el taladro dentro del manto rocoso y

3) La longitud de cada taladro en particular.

DIMENSIONES DE UN CORTE

EN V

El burden siempre se mide al fondo del taladro y se coloca como se muestra en la figura. Se comprende que este no es el burden real exacto y que los taladros con ángulos mayores (aquellos que se aproximan a la V) tienen un burden real menor. Esto sin embargo, se hace para simplificar el diseño. Cuando se consideran los errores de perforación y otros factores, la reducción del burden real es de hecho beneficiosa.

El burden se puede determinar usando la misma ecuación que se indicó con anterioridad.

1. DETERMINACIÓN DEL BURDEN

DISEÑO DE UN CORTE EN V

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

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

2. ESPACIAMIENTO ENTRE TALADROS (VERTICALMENTE)

El espaciamiento vertical entre V´s es:

B1 = 2Bdonde:

B = Burden (m)

B1 = Burden (m)

S = 1.2Bdonde:

S = Espaciamiento (m)

B = Burden (m)

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

3. ÁNGULO DE LA V

En general, la profundidad del corte variará de 2B a un máximo del 50% del ancho del túnel. Los taladros normalmente no romperán hasta el fondo y se puede asegurar un avance de entre 90 al 95% de la profundidad total de los taladros.

4. PROFUNDIDAD DEL CORTE O AVANCE (L)

Los taladros se cargan normalmente hasta un 0.3B - 0.5B de la boca dependiendo de la resistencia de los materiales a ser volados. Los taladros deben ser taponado con un taco adecuado para mejorar el rendimiento.

Se utiliza el mismo procedimiento que en el diseño de un corte quemado para los taladros de arrastre, los auxiliares de producción y los de contorno, porque son paralelos. Al igual que el ángulo de ajuste.

5. LONGITUD DE TACO

6. CARGA DE LOS TALADROS

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

El tiempo de disparo en un corte en V debe ser por lo menos de 50 ms entre cada V, cuando estas disparan una detrás de la otra.

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

7. TIEMPO DE SALIDAS DEL DISPARO

Los cortes en abanico son similares en su diseño y método de operación a los cortes en V. Ambos deben crear el alivio al mismo tiempo que los taladros detonan hacia la cara libre. No existe alivio adicional creado por taladros vacíos como en el caso de los cortes quemados.

Un corte en abanico clásico se muestra en la figura. Las dimensiones se determinan utilizando los mismos métodos y formulas de el corte en V.

CORTE EN ABANICO

CORTE EN ABANICO

El método de túnel y banco es una combinación de voladura subterránea de túnel y una voladura de banco a cielo abierto para excavaciones de grandes dimensiones.

MÉTODO DE TÚNEL Y BANCO

MÉTODO DE TÚNEL Y BANCO

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

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

CÁLCULOS COLATERALES AL ARRANQUE

NÚMERO DE TALADROS PARA EL FRONTÓN:Fórmula empírica: 10√S

donde:S = área de la sección del frontón

Fórmula práctica:

Nt = P/E + KxSdonde:

Nt = número de taladros

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

E = distancia entre los taladros de la sección por m2

0.40-0.55 para roca dura, tenaz

0.60-0.65 para roca intermedia, semi dura

0.70-0.75 para roca blanda, frágil

K = dimensión de la sección en m2 – coeficientes:

2.0-2.5 para roca dura

1.5-1.7 para roca intermedia, semi dura

1.0-1.2 para roca blanda

S = área de la sección = A x H( π + 8) / 12

Ejemplo: para la misma dimensión 3x4.5 m

S = √ 3x4.5(3.14 + 8)/12 = 12.4

Nt =√(13.5x4/0.6) + 1.5x 12.4 = 12.2 + 18.6 = 30 taladros

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

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

También:

Cálculo de carga para pequeño diámetro

Ct = 0.34 x Ø2 x Pe(exp) en lb/pie

Nota:

para el ANFO - densidad de carga a granel 0.80-0.85.

Y EXAMON - densidad de carga con aire comprimido 0.90-1.0.

LONGITUD DEL TALADRO

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

Para corte cilíndrico o paralelo L = 0.5√S

Para corte en cuña L = √S / 2 , o menos

ERRORES PERFORACIÓN• HUECO DE ALIVIO DE DIÁMETRO MUY PEQUEÑO

• DESVIACIONES EN EL PARALELISMOAVANCE

• ESPACIAMIENTOS IRREGULARES ENTRE TALADROS

• IRREGULAR LONGITUD DE LOS TALADROS

AVANCE

ERRORES PERFORACIÓN

• INTERSECCIÓN ENTRE TALADROSAVANCE

SOBRECARGA

SIN CARGA

• SOBRECARGA (EXCESIVA DENSIDAD DE CARGA)SOBRECARGA

ERRORES PERFORACIÓN

EVALUACIÓN DEL DISPARO:

El desplazamiento del material toma más tiempo que la rotura y fragmentación. Está en función directa con la energía de los gases en explosión, aunque los gases se hayan ya expandido a determinada extensión del espacio circundante.

En teoría el desplazamiento del centro de gravedad es:

DESPLAZAMIENTO DE LA ROCA

L = 1 /3 √(2 ( (100+α)/100 ) B x H / tgψ) - B / 2

donde α % es el incremento en volumen y el material disparado se ha posado a un ángulo de ψ.

H

V

(1+α)V

G1

G2

rψ

B = Burden

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

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

G1= Centro de gravedad de la fuga IN-SITU

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

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

GRAVEDAD

En la práctica, todo lo que se requiere del explosivo es que desplace a la roca unos metros por segundo y por consiguiente ésta fase demora aproximadamente un segundo.

El movimiento puede sin embargo demorar más tiempo, pero eso es un efecto de la gravedad y no del explosivo (a no ser que el disparo sea intencionalmente sobrecargado para incrementar la proyección del material arrancado, cosa que se aplica por ejemplo en la voladura de desbroce (CAST BLASTING).

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

Selección de explosivo: La mejor forma de comparar explosivo es midiendo en

capacidad de fragmentación para cada tipo de roca bajo distintos métodos de carga y voladura, lo que es muy lento y tiene un costo prohibitivo.

En la práctica se utilizan correlaciones empíricas de ciertos parámetros de los explosivos como la relación de potencia en peso, propuesta por Langefors.

S = 5 x Q / 6 x Q0 + 1 x V / 6 x V0

donde Q = calor desarrollado

V = volumen de gases generados por 1 Kg de explosivo

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

EFICIENCIA DEL EXPLOSIVO Término de rendimiento de los explosivos para la

creación de una red de fracturas.

ETP = (0.36 + ρe)(VOD2/(1 + VOD2 / VR2 – D / VR) (1/R) (EM / ET) ρe

dondeETP = Término de rendimiento o eficiencia del explosivoρ e = densidad del explosivo (g/cm2)VR = velocidad del sonido en la roca (Km/seg)VOD = velocidad de detonación (Km/seg)R = radio de desacoplamiento = volumen del taladro/volumen

del explosivoE = máximo trabajo de expansión del explosivo calculado en

Kcal/g donde:EM = valor no ideaET = teórico

(Ref. Blasting Analisis International BAI)

VELOCIDAD SÓNICA DE LA ROCA (frecuencia sísmica)

La velocidad sónica de la roca es una función del modulo de Young (una medición de la elasticidad del material), radio de Poisson (una medida de la fragilidad del material) y densidad (medida de la masa por unidad de volumen)

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

VP = velocidad sónica de la roca

E = módulo de Young

Q = densidad de la roca

r = radio de Poisson

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

Punto de inicio de la detonación autosostenida

Punto de inicio de la detonación

Iniciación de ANFO con detonadorsimple solo. (No deseable).

CARGA DE EXPLOSIVO DE BAJA SENSIBILIDADRANGO DE INICIACIÓN

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

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

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

CARGA: EXPLOSIVOS DE BAJA SENSIBILIDAD EN PEQUEÑO DIÁMETRO.

• CARGA Y CEBO ADECUADOS

TACO CARGA CEBO

DETONADOR

ACOPLADA (ATACADA)

RESULTADO: DETONACIÓN COMPLETA

RETENCIÓN

ARRANQUE ÓPTIMO

VELOCIDAD DE REGIMEN INMEDIATA

ELEVADA PRESIÓN DE TRABAJO

RESULTADO: DEFLAGRACIÓN

(1)

SOPLADO Y CRATERIZACIÓN

ARRANQUE DÉBIL

VELOCIDAD DE REGIMEN TRANSICIONAL

BAJA PRESIÓN DE TRABAJO

CARGA: EXPLOSIVOS DE BAJA SENSIBILIDAD EN PEQUEÑO DIÁMETRO.

• CARGA Y CEBO INADECUADOS

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

CARGA Y CEBO INADECUADOS

(2)

SOPLO Y ANILLADO

BAJA PRESIÓN DE TRABAJO

CARGA MUY CORTA

(3)

EFECTO CANAL (GASES ACELERADOS)

EXPLOSIVO QUE NO DETONA

TIRO FALLADO, TOTAL O PARCIALMENTE

CARGA: EXPLOSIVOS DE BAJA SENSIBILIDAD EN PEQUEÑO DIÁMETRO.

CTVE

AGRADECE SU AGRADECE SU VISITAVISITA