diseño voladura superficial

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1 1 VOLADURA - ESPAÑOL DISEÑO DE VOLADURA SUPERFICIAL El diseño de voladura en superficie requiere la selección del Espaciamiento (S), Peso de la Carga (W) o el Powder Factor (PF), Longitud del Taco (T), y la Sobreperforación (J). EL diseño de estos parámetros son mostrados en la figura 9.2.1.9 El diseño de la malla de perforación puede ser cuadrada (S/B = 1) o rectangular (S/B ≥ 1). La secuencia de iniciación de los taladros, el ratio S/B, tiempo actual entre la detonación de las cargas, y el número de filas de taladros determinan la forma de la pila de roca rota así como el grado de fragmentación de la roca. An empirical approach is taken in blasted design as blasting is a never-ending process of fine-tuning and modifications. (B) diseño del esquema de taladros

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DISEÑO DE VOLADURA SUPERFICIAL

El diseño de voladura en superficie requiere la selección del Espaciamiento (S), Peso de la

Carga (W) o el Powder Factor (PF), Longitud del Taco (T), y la Sobreperforación (J). EL diseño de

estos parámetros son mostrados en la figura 9.2.1.9

El diseño de la malla de perforación puede ser cuadrada (S/B = 1) o rectangular (S/B ≥ 1). La

secuencia de iniciación de los taladros, el ratio S/B, tiempo actual entre la detonación de las

cargas, y el número de filas de taladros determinan la forma de la pila de roca rota así como el

grado de fragmentación de la roca. An empirical approach is taken in blasted design as blasting is a

never-ending process of fine-tuning and modifications.

(B) diseño del esquema de taladros

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¿VARIABLES NO CONTROLADAS?

Esta aproximación es necesaria debido a que muchos factores no se pueden

controlar, como la geología y las condiciones de carguío del explosivo. Pero existe una relación

empírica usada en el diseño de la voladura y que fue propuesta por Ash (1 963), Pugliese (1 973),

Van Ormer (1 973), Hagen (1 981), Dick (1 983), y muchos otros.

El diámetro del taladro y el burden son posiblemente los factores más importantes

usados en el diseño.

El valor del burden demuestra ser seleccionado en base a la geología y la energía de salida del

explosivo. Usualmente el diámetro del taladro está determinado por la capacidad de la máquina

perforadora, el cual es coincidente con el rango de profundidad del taladro anticipado para el

trabajo.

Esto es deseable para la selección de un adecuado tamaño que provea una adecuado

powder factor (Ratio de la cantidad de explosivo usado para producir la rotura de la roca) para la

rotura al distribuir el explosivo equitativamente a todo lo largo de la profundidad del taladro.

Fragmentación:

La fragmentación y la distribución del tamaño de la partícula están en función del

diámetro del taladro y el burden. La capacidad del equipo de excavación determina la

fragmentación requerida. La longitud de la carga para el ratio del diámetro de la carga para una

carga cilíndrica debería ser 5 o más.

Fórmulas Empíricas:

En 1,963 Ash provee unas formulas empíricas simple para el cálculo del burden, del

espaciamiento, la sobre perforación, y la longitud del taco usando un “Factor K”, que es mostrado

en la tabla 9.2.1.6. Otras reglas generales están en concordancia con el rango de factores múltiples

aceptados por Ash. Sin embargo, existen muchas relaciones para la longitud del taco (T).

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Determinación de (T):

Esto es porque la determinación de T, es un punto esencialmente específico. Si se

selecciona una longitud de taco (T) muy corto, la presión del aire puede escapar por el taco (T),

disturbando a los residentes cercanos. Por el contrario si se selecciona una alta longitud de (T), la

rotura cerca al collar del taladro es mala.

Recomendaciones:

Para T (en pies), está en el rango de 1.2D a 2D (Diámetro en pulgadas) o 0.5 B a 1.3 B. The

lower range two relationship should be used with caution if airblast or flyrock is a problem.

Powder Factor:

El powder factor PF, es calculado como la cantidad de explosivos usados dividido por el

volumen producido de material volado.

Rango – Powder Factor:

El powder factor varia de 0.25 a 2.5 lb/yd3 (0.15 a 1.5 Kg/m3) para voladura superficial

pero son aceptables valores de 0.5 a 1 lb/yd3 (0.3 a 0.6 Kg/m3). Un alto Powder Factor da como

resultado una fina fragmentación y es necesario un equipo pequeño de capacidad de extracción,

como cargadores frontales.

Un alto Powder Factor, da como resultado una fragmentación más gruesa y sirve

típicamente para la remoción usando Dragliness y Large Shovels. La tabla 9.2.1.7 muestra los

valores típicos de Powder Factor para varias situaciones en voladura superficial. El Powder Factor

es a menudo reportado como la cantidad de roca en tons/pound, de explosivo usado.

PF =

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Ejemplo 9.2.1.10. Determine el diseño de voladura de un cobre porfirítico en una mina a cielo

abierto.

Diámetro de Taladro: D = 9.25 in.

Altura de Banco: H = 50 ft.

Densidad de la Roca: ρ = 2.55 (Qz monzonite).

Densidad del Explosivo: ρ = 0.85.

Subdrilling: J = 7.

Solución:

Los siguientes valores se obtienen como una primera aproximación:

Burden: B = 30 (9.25/12) = 23 ft. Sobreperforación: J = 0.3B = 7 ft.

Espaciamiento: S = 1.3B = 30 ft. Collar stemming: T = 1.2 D = 12 ft.

Entonces:

Longitud de taladro: L = (50 + 7) = 57 ft.

Longitud de Carga de taladro = (57 – 12) = 45 ft.

Ratio H/B = 2.17.

Ratio of charge length to diameter = 5.2.

La máxima longitud de carga que puede ser cargada:

LD = 0.345 (0.85) (9.25 in.)2 = 24.8 lb/ft

W = 45 ft (24.8 lb/ft) = 1 116 lb loaded/hole.

Powder Factor y la producción de la rotura de la roca por taladro es:

PF =

The yardage is computed assuming the subgrade material is shot but not removed until

the lower bench leve lis blasted.

Decked Charges:

En muchos diseños de voladura se usan decked charges que consiste en dividir la columna

explosiva en dos o más cargas individuales, iniciados al mismo tiempo o con un tiempo de retraso,

separados por material inerte.

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Decking es empleado para:

1. Conserve explosive use adjacent to qeak rock zones, faults, or clay seams.

2. Reduce la cantidad de carga detonada en un delay time, reduciendo las vibraciones en el

terreno.

3. Eleva el powder column up higher en el taladro para asegurar la buena rotura cerca del

collar.

Decked Charges, deberían estar separados por stemming materials en una longitud mas

alla del cual los 2 decks adyacentes no afectan el uno al otro. Si el interdeck stemming es

demasiado pequeño, el deck diseñado para iniciar en el anterior delay time prematuramente

puede dar inicio al segundo deck. Esta situación está referida a como sympathetic detonation

puede ocasionar vibraciones excesivamente altas en el terreno o flyrock.

Una regla general para el diseño del interdeck stem es utilizar la dimensión del radio del

taladro en pies (9.25 /2 = 4.125). El siguiente ejemplo presenta los procedimientos diseñados para

el diseño de la voladura en donde la carga explosiva está limitada a controlar las vibraciones en el

terreno.

Ejemplo 9.2.1.11. Usando el ejemplo 9.2.1.10 y limitando W a 300 lb/delay, una modificación para

el diseño previo es requerida, para que el powder factor se mantenga en 0.87, usando 300 – lb

decks. El collar stem y el subgrade drilling permanecen constantes.

Solución:

Longitud de carga por Deck, (300 lb)/(24.8 lb/ft) = 12. Si usamos 3 decks, entonces se requiere 36

pies de longitud de hole, dejando 9 ft de longitud de interdeck restante entre los decks, o 4.5 ft

entre dos decks. Usando la expresión para el powder factor, se calcula un nuevo powder factor y

un nuevo espaciamiento.

PF = = 0.87 lb/yd3

B2 = 430 ft2; B = 21 ft S = 1.3 (21 ft) = 27 ft.

De esta manera el peso de la carga total en el taladro W = 900 lb. El rendimiento por taladro es

1,050 yd3

ESTIMACION DE LOS COSTOS DE PERFORACION Y VOLADURA

La Perforación y la Voladura son unidades operacionales requeridas para el desarrollo y la

producción en la minería. Los componentes de los costos para la perforación y la voladura incluyen

la mano de obra, costos directos de operación de equipos y costos suplementarios.

En minas superficiales, el principio básico de los costos es calculado por ton (tonne) de

mineral producido o por yarda cubica (metro cubico) de material roto o volado para la extracción.

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Costos en Minería Subterránea

Los costos están directamente relacionados al “Powder Factor” y depende de la Geología,

el tipo de Explosivos, el Tamaño de los Taladros y el Equipo de Excavación. Los costos en minería

subterránea están en función del Método de Minado, el Nivel de Mecanización, la Productividad,

el Tiempo del Ciclo de Operación.

DEVELOPMENT COSTS (COSTOS DE DESARROLLO)

Están dados por Pie o Metro de avance para túneles y Raises y está a expensas del block

de mineral asociado con el desarrollo. La producción de la perforación y al voladura esta calculada

por pie o metro de taladro perforado o por tonelada o tonne de mineral producido.

Para equipos como una máquina perforadora, los costos pueden ser resumidos con la siguiente

relación:

COSTOS:

Los costos (cost to own) incluyen los impuestos, intereses, seguros, amortización y

depreciación. The cost to operate, incluyen los gastos de mano de obra, combustibles,

abastecimiento de piezas o partes, como las llantas y el drill steel. Labor costs, también aplicados a

los costos de voladura, incluye los sueldos base y los beneficios. Benefits, el cual está en un rango

del 30 al 40% del salario básico, incluye seguro, cuidado de la salud, pensiones y vacaciones.

INCENTIVOS Y PRODUCTIVIDAD

El pago de incentivos, como un porcentaje del salario básico, es a menudo provisto cuando

La productividad aumenta sobre un promedio determinado. La productividad es medida como

pies o metros perforados por el personal de perforación o carguío para el cambio de personal al

personal de voladura. El pago de incentivos es también previsto para la alineación subterránea

exacta del taladro y la profundidad.

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COSTOS DE VOLADURA

Los costos de voladura comprenden a los explosivos, boosters y primers, sistemas de

iniciación, y otros expendables. Los costos de labor incluyen las utilizadas por el personal de

voladura para manipular y transportar los explosivos, cargar taladros, realizar los disparos y

preparar los inventarios y el trabajo de oficina. El costo del equipo de bulk loading y

almacenamiento también está incluido.

Una comparación de los costos de perforación y voladura para varios métodos de minado

son mostrados en la tabla 9.2.1.8. Los costos de Voladura están directamente relacionados al

Powder Factor y el costo por pound de la principal carga explosiva. Labor costs pueden

representar del 5 al 40% del total de los Costos de Voladura, mientras que los costos de accesorios

de voladura como primers e iniciadores están generalmente por debajo del 20% de los costos

totales. Un ejemplo del cálculo de los costos está determinado por el diseño de una voladura

superficial en los ejemplos 9.2.1.10 y 9.2.1.11:

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Se asume un personal de voladura de tres personas, y los sueldo por hora incluyen los

beneficios. Los costos por voladura incluyen todos los costos de propiedad y operador de la

maquina, y se calculan usando la ecuación 9.2.1.16.

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Ejemplo 9.2.1.13. Usando three-deck loading del ejemplo 9.2.1.11, estimar los costos de

perforación y voladura.

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Comparación de Costos para el incremento de la Energía Explosiva: El siguiente ejemplo presenta

una comparación de costos para dos explosivos de diferentes niveles de energía. Un diseño para el

explosivo A, con una densidad de 0.85 y costo per-pound de $0.12, es comparado con un diseño

para el explosivo B, cuya densidad es 1.3 y el costo es de $0.20/lb.

El diseño incluye; Taladros de 4 in (101.6 mm), para una excavación de 150,000 yd3 (114,690 m3)

usando taladros de 28 ft (8.53 m) de longitud, 8 ft (2.44 m) de collar stem y 4 ft (1.22 m) de

Sobreperforación. The excavation subgrade is 24 ft (7.3 m) below current surface. Primer and cap

costs are $ 2.80, while it is assumed that blasting labor is $ 4.00/hole, and drilling costs are

$0.90/ft ($ 2.95/m).

Ejemplo 9.2.14. Comparación de costos.

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4.4 RATIO BASED BLAST DESIGN EXAMPLE

To ilustrate the use of the geometricallly relationship developed in Sections 4.2 and 4.3 assume

that the initial design parameters are:

Rock = Syenite Porphyry (SG = 2.6).

Explosive = ANFO (ρ = 0.8, = 1).

Bench Height (H) = 15m.

Hole Diameter (D) = 381 mm (15 in).

Staggered drilling pattern, vertical holes, 4 rows of holes each containing 6 holes to make

up 1 blast.

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Solution:

Using the design relationship, the following results are obtenid:

KB = 25 (assumed).

B = 25 (0.381) = 9.5 m.

S = 1.15 B = 11 m (staggered drilling pattern).

T = 0.7B = 6.5 m.

J = 0.3B = 3 m.

L = H + J = 15 m + 3 m = 18 m.

The value of KH is calcules to be:

KH = = 1.6 (acceptable).

Solution Continue

El trazado para esta parte de la voladura se vería como la mostrada en la figura 4.11a. El

burden (B) y el Espaciamiento (S), las dimensiones (el diseño de la perforación) han sido diseñadas

con relación a long face. La figura 4.11b es una típica sección transversal a través de uno de los

taladros. El volumen (Ve) y peso (We) de la carga explosiva dentro de cada taladro esta dado por,

respectivamente:

Ve = D2 (L – T) = (0.381)2 (18 – 6.5) = 1.31 m3

We = Ve = 1.31m3x 800 kg/m3 = 1049 Kg.

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Since there are 24 holes in the round the total amount of explosive required (TEXP) is:

TEXP = We x n = 24 x 1049 = 25,176 Kg.

Where n = number of holes.

The volumen of rock which will be broken is:

VB = n x B x S x H

Thus:

VB = 24 (9.5) (11) (15) = 37,620 m3

Using a rock density of 2.6 t/m3, a total of:

TB = ρB x VB = 97,812 tons.

POWDER FACTOR

Would be broken. The resulting powder factor (PF) definde as the amount of explosive required to

break one ton of rock is:

PFANFO = = = 0.26 kg/ton.

The subscript ANFO has been added to the powder factor designation since it is explosive

dependent.

To complete the design decisions have to be made regarding hole sequencing. This

important topic is covered in Chapter 8 and the example will be continued at that time.

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BLAST EFFECTS CAN BE CONTROLLED TO SUIT THE REQUIREMENTS

No es suficiente entender lo que ocurre durante la voladura. Probablemente la parte más

importante a saber es cómo pueden ser los efectos de explosión controlados para ajustar a la

medida los requisitos de su operación. Hay al respecto cinco normas básicas disponibles en las

cuales evaluar la voladura, todos los cuales son proporcionales (unidimensionales).

AHS STANDARS: DEFINITION

Estas normas pueden ser aplicadas tanto para voladura superficial como para voladura

subterránea con igual éxito. Para la simplicidad, sin embargo, su uso será planteado como una

aplicación para voladura superficial (Open Pit). Las normas son definidas como sigue:

1. Burden Ratio (KB) = el ratio de el burden (en pies) para el diámetro del explosivo (en

pulgadas), = 12 B/D.

2. Hole Depth Ratio (KH) = el ratio de la profundidad del taladro a el burden, ambos en pies.

3. Subdrilling Ratio (KJ) = the ratio of the subdrilling used to that of the burden, both

expressed in feet, or (J/B).

4. Stemming Ratio (KT) = the ratio of the stemming or collar distance to that of the burden,

both expressed in feet, or (T/B).

5. Spacing Ratio (KS) = the ratio of the spacing dimensión to that the burden, both measured

in feet, or (S/B).

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4.5.2 Field Data:

En la parte II de este documento Ash presenta el diseño de los datos reproducidos en la tabla

4.1 a la tabla 4.4. Estos datos fueron coleccionados de un amplio rango de operaciones y cubre un

amplio rango de condiciones:

Todos los tipos de voladura superficial.

20 tipos de roca diferente.

Profundidad de taladros de 5 a 260 ft.

Diámetro de taladro de 1 in - 10 ins.

Todas las calidades de explosivos.

Todos los taladros fueron verticales. Los valores de los ratios KB, KH, KJ, y KT fueron calculados

de datos coleccionados de diferentes operaciones, se selecciono los intervalos, y distribución de

frecuencias formadas tabulando el número de operaciones dentro de cada intervalo. De estos

datos los principales, los valores de la moda, la mediana fueron calculados. Estos son entregados

en la tabla 4.5. Para cada uno de estos ratios, Ash ah provisto algunos comentarios estimando su

uso. Estos son provistos en sus propias palabras en las subdivisiones restantes con solamente

ediciones menores por el presente autor.

TABLA 4.1 Distribución de Frecuencias de el Burden Ratio (KB) usando los datos de todas las

operaciones (Ash 1963).

KB Interval Frecuencia

10 – 14 14 – 17 18 – 21 22 – 25 26 – 29 30 – 33 34 – 37 38 – 41 42 – 45 46 – 49 50 – 51 Total

0 5 13 51 74 66 44 20 7 4 0 284

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TABLA 4.2 Distribución de Frecuencias de el Ratio de la Profundidad de los Taladros (KH) usando

datos de todas las operaciones (Ash 1963).

KH Interval Frecuencia

0 – 0,9 1 – 1,9 2 – 2,9 3 – 3,9 4 – 4,9 5 – 5,9 6 – 6,9 7 – 7,9 8 – 8,9 9 – 9,9 10 – 10,9 11 – 11,9 12 – 12,9 Total

0 43 70 56 45 22 22 11 4 2 8 0 1 284

TABLA 4.3 Distribución de Frecuencias de el Subdrilling Ratio for all but coal strip operatios. (KJ)

(Ash 1963).

KJ Interval Frecuencia

0,0 – 0,0 0,1 – 0,19 0,2 – 0,29 0,3 – 0,39 0,4 – 0,49 0,5 – 0,59 0,6 – 0,69 0,7 – 0,79 0,8 – 0,89 Total

15 18 27 26 25 2 6 2 0 121

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TABLA 4.4 Distribución de Frecuencias de el Stemming Ratio for all but coal strip operatios. (KT)

(Ash 1963).

KT Interval Frecuencia

0,1 – 0,19 0,2 – 0,29 0,3 – 0,39 0,4 – 0,49 0,5 – 0,59 0,6 – 0,69 0,7 – 0,79 0,8 – 0,89 0,9 – 0,99 1,0 – 1,09 1,1 – 1,19 1,2 – 1,29 1,3 – 1,39 1,4 – 1,49 1,5 – 1,59 Total

0 6 12 18 18 25 19 13 6 14 7 7 3 2 2 152

TABLA 4.5 Valores de el Rango, Media, Moda y Mediana para KB, KH*, KJ y KT. (Ash 1963).

RATIO MUESTRAS RANGO MEDIA MODA MEDIANA

KB KH

*

KJ KT

284 284 121 152

14 – 49 1,0 – 12,9 0,0 – 0,79 0,20 – 1,59

30 4,0 0,28 0,74

38 2,6 0,24 0,65

29 3,4 0,27 0,67

4.5.3. Burden Ratio (Ash, 1963):

La dimensión más crítica e importante en voladura es aquella que está relacionada con el

Burden. Estos son dos requerimientos necesarios para definir esta propiedad. Para cubrir todas

las condiciones, la carga debería ser considerada como la distancia de una carga medida en forma

perpendicular hacia la cara libre próxima y en la dirección en la cual el desplazamiento más

probablemente ocurrirá. Su valor real dependerá de una combinación de variables incluyendo las

características de la roca, el explosivo.

Pero cuando la roca está completamente fragmentada y ocurre poco desplazamiento o

nada en absoluto, uno puede asumir que el valor crítico ha sido aproximado. Usualmente, una

cantidad ligeramente menor que el valor critico es preferida en la mayoría de voladuras.

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Hay muchas fórmulas que proveen aproximados valores del burden que requiere cálculos

que son molestos o complicados para la persona en el campo. Muchos requieren el conocimiento

de diversas cantidades de la roca y los explosivos, algo semejante a las fuerzas de tensión y la

presión de la detonación, etc. Por lo general, la información no está fácilmente disponible, no está

entendida.

Una guía conveniente puede servir para estimar el burden, sin embargo, es el KB ratio. La

experiencia demuestra eso cuando KB = 30, la voladura puede esperar resultados satisfactorios

para condiciones medias del terreno (Tabla 4.5). Para proveeré un lanzamiento mayor, el valor de

KB puede ser reducido debajo de 30, y subsecuentemente dimensionamientos más finos se espera

tener al resultado. Los explosivos ligeros o de baja densidad, como son field – mixed ANFO

mixtures, requieren necesariamente el uso de Ratios bajos KB (20 a 25), mientras densos

explosivos, como los slurries y gelatinas.

Explosivos Densos (Slurries y Gelatinas):

Los explosivos densos permiten el uso de KB cercanos a 40. El valor seleccionado final

debería ser el resultado de ajustamientos realizados para no satisfacer solo a la roca y los tipos de

explosivos y densidades sino que también el grado de fragmentación y el desplazamiento deseado.

Para estimar el valor del KB deseado uno debería saber que las densidades para explosivos

son raramente mayores que 1.6 o menos de 0,8 gr/cm3. También, para la mayoría de rocas que

requieren de voladura, la densidad en gr/cm3 raramente excede 3.2 ni es menos que 2.2 siendo

2.7 de lejos el valor más común.

Así, la voladura puede, para aproximar primero el burden a un KB de 30 puede hacer

estimaciones simples hacia 20 0 40 para satisfacer las características de la roca y el explosivo para

la posterior ejerciendo una influencia mayor.

Así:

Para explosivos suaves en rocas densas se usa KB = 20, (ANFO / MINERAL GALENA).

Para explosivos pesados o densos en rocas suaves se usa KB = 40 (EMULSION / MINERAL

DE ORO).

Para explosivos suaves en rocas medias se usa KB = 25, (ANFO/ POLIM ORE).

Para explosivos pesados en rocas medias se usa KB = 35 (EMULSION/POLY ORE).

RELACIÓN ENTRE EL DIÁMETRO DE LOS EXPLOSIVOS

La figura 4.12 ilustra la relación entre el burden y el diámetro de los explosivos y pueden

ser usados para hacer estimaciones rápidas. Deberia ser notado, sin embargo, que el burden debe

ser mas cuidadosamente seleccionado para small – diameter blastholes que para cargas mayores,

una adecuada apreciación conformo la experiencia en campo.

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4.5.4. Hole Depth Ratio (Ash, 1963):

Como una regla general, un blasthole nunca debería ser perforado a profundidades

menores que la dimensión del burden si se quiere evitar sobreroturas y craterizaciones. En la

práctica los taladros son generalmente perforados de 1 – ½ a 4 veces la dimensión del burden. La

voladura es frecuentemente diseñada con un valor de KH de 2.6 (Tabla 4.5).

4.5.5 Subdrilling Ratio (Ash, 1963)

La razón primaria para barrenos de perforar debajo de piso el nivel (o el grado) debe asegurar que

una cara llena estará removida. Los pisos accidentados causados por jorobas o dedos del pie

generalmente crean problemas para posteriores explosiones, como para cargar y las operaciones

de transporte.

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Para la mayoría de condiciones, la subperforación requerida (J) nunca debería estar menos

de 0.2 la carga de dimensión, un KJ de al menos 0.3 heing preferido para arimeces (tabla 4.5) muy

macizas

La razón primaria para perforar blastholes debajo del nivel del piso para asegurar que una

cara llena siempre debe ser removida. Los pisos accidentados causados por humps o toes

generalmente crean para posteriores voladuras, como para el carguío y las operaciones de

transporte. Para la mayoría de condiciones, la sobre perforación (J) requerida nunca debria ser

menos que 0.2 la dimensión del burden, un KJ de al menos 0.3 preferido para ledges masivos.

La cantidad de Sobreperforación necesaria lógicamente depende de las características

estructurales y densidad de el borde, pero también de la dirección de los blastholes, en blastholes

inclinados requiere una baja sobreperforacion, y en blastholes no se requiere ninguna

sobreperforacion . Bajo ciertas condiciones no se requiere sobre perforación para taladros

verticales, como es el caso de algunas minas de carbón o canteras habiendo una partición

pronunciada a nivel del terreno. Por consiguiente para perforar en rocas masivas, al menos 0,3 el

burden debajo del el piso garantiza que alturas llenas en borde sea obtenido, provisto, claro está,

que un valor correcto KH es también usado.

4.5.6 Stemming Ratio (Ash, 1969):

Collar y stemming se refieren a menudo a lo mismo. Sin embargo, stemming se refiere al relleno

de barrenos en los materiales de la región del collar como drill cuttings para confinar los gases

explosivos. But stemming and the amount of collar, the latter being the unloaded portion of a

blasthole other functions to confining gases.

ENERGY AND STRESSING:

Ya que una energía en forma de honda viajará más rápido en una roca solida, que en un material

stemming menos denso no tan consolidado, el stress ocurrirá más temprano en el material solido,

que el stress que puede ser logrado en material stemming solido compactado. Así la cantidad de

collar que se deja (T), ya sea que se haiga usado o no el stemming, determina el stress en la región.

USE OF STEMMING:

El uso de material stemming ayuda a confinar los gases por la acción retardada (delayed action)

que debería ser lo suficientemente larga en time duration para permitir su acción o desempeño el

trabajo necesario antes del movimiento de la roca y pueda ocurrir la expulsión del stemming.

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Usualmente un valor de KT menor a 1 en roca solida ocasionara ocasionara algunos

cratering con backbreack and posible violence, particularmente para collar priming of charges. Sin

embargo si hay discontinuidades en la región del collar, la reflexión y la refracción de las ondas de

energía reducen los efectos en la dirección de la longitud de la carga.

REDUCTION KT VALUE.

Usualmente el valor de KT puede ser reducido bajo ciertas circunstancias, la cantidad

depende del grado de reducción de energía en la densidad o las interfaces estructurales. La

experiencia de campo muestra que un valor KT de 0.7 es una aproximación razonable para el

control de estabilidad de air blast y stress en la región del collar.

4.5.7. Spacing Ratio (ASH, 1963):

La voladura comercial usualmente requiere el uso de múltiples blastholes, haciéndolo

necesario para blasters a conocer ya sea que exista o no algunos efectos comunes entre cargas. Si

las cargas adyacentes son iniciadas separadamente (en secuencia) con un intervalo time – delay de

suficiente longitud para permitir que cada carga complete su acción entera de explosión, entonces

allí no existe interacción en sus energy waves. Sin mebrago, si el time interval para iniciar cargas

adyacentes son reducidas, entonces puede tener como resultado efectos complejos.

INITIATION – TIMING AND SPACING:

La forma en la cual la roca entre holes es rota depende no solamente del sistema

particular inintiation – timing usado sino que también de la dimension del espaciamiento. La

energía ideal de equilibrio entre cargas esta usualmente completa cuando la dimension del

espaciamiento es casi igual al doble del burden (KS = 2) cuando las cargas son iniciadas

simultáneamente.

Para long-interval delays, el espaciamiento debería aproximarse al burden, o KS = 1.

VALUES FOR SHORT – PERIOD DELAYS:

For short- period dealys, el valor de KS puede variar de 1 a 2 dependiendo del el intervalo usado.

Sin embargo ya que los planos estructurales de debilidad tal cómo las fisuras, etc., no son de

hecho perpendiculares las unas de las otras, el valor exacto para KS normalmente puede variar de

1.2 a 1.8, el valor escogido deber ser ajustado a la medida para las condiciones locales. La mayoría

de dificultades resultado de la voladura pueden ser atribuidos a el uso de una inadecuada relación

de KS.

4.5.8 Resumen (Ash, 1963):

La mayoría de dificultades en la voladura ocurren por una falta en el entendimiento de cómo se

rompe o quiebra la roca y el uso de prácticas inapropiadas de colocación de la carga (charge –

placement) and (timing – initiation).

22

22 VOLADURA - ESPAÑOL

La indicación de las causas referidas a lo que pudo estar mal a menudo son reveladas por

cómo funciona o como se desempeña una carga explosiva: resultados no uniformes de la voladura,

quedan toes, ocurrencia de back – breack and violence, y la existencia de otros efectos similares

que son indeseables.

STANDARS AND EVALUATION OF BLASTS:

Con tal de que los explosivos empleados sean los correctos, ciertas normas pueden ser aplicadas,

para ayudar en la evaluación de las detonaciones. Estas normas pueden ayudar a proveer líneas

directivas en lo que se refiere a cual dirección deberían estar hechos los ajustes para corregir

cualquier dificultades. Las normas son prácticas y fácil de aplicarlas, basándose en dos

fundamentalmente, usualmente tiene que ver con cantidades: El diámetro de los explosivos y la

altura del banco.

Estos standars son los siguientes:

KB = 20 a 40 (promedio 30).

KH’ = 1-1/2 a 4 (promedio 2.6).

KJ = 0.3 minimo.

KT = 0.5 a 1 (promedio 0.7).

KS = 1 a 2.

USEFUL OF THE STANDARDS:

Se encontrara que las normas son realmente convenientes y útiles, after very little practice, no

solo para el diseño inicial de la voladura sino también en proveer pautas en las cuales se va a

corregir las dificultades formales de la voladura que invariablemente ocurren de vez en cuando.

De cualquier forma uno debe darse cuenta que los standards en ello are not cure-alls, desde que

las voladuras dependen de las consideraciones de los costos y la seguridad como también de las

calidades de los explosivos usados, y las técnicas de voladura empleados.

4.6. Determinación de KB:

La dimensión clave requerida en el desarrollo de el diseño de una voladura está basado en hallar el

burden, a su vez, está relacionado al diámetro del hole mediante el burden factor KB.

El valor para KB, KB = 25.

Ha sido encontrado por el presente autor y otros, para trabajar adecuadamente para una gran

variedad de diámetros cuando se usa ANFO en rocas de densidad media (SG = 2.65).

Es necesaria alguna guía referente a la selección de KB al usar explosivos en rocas con otras

densidades. La aproximación descrita en esta selección es propuesta como una primera

aproximación.

B = KB

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23 VOLADURA - ESPAÑOL

El desarrollo de la ecuación básica para KB puede ser hecho primero usando unidades de el sistema

métrico y formulas equivalentes en el sistema ingles simplemente serán mejoradas.

Además de esos parámetros ya introducidos los siguientes son necesarios:

SGE = Gravedad Especifica del Explosivo.

SGR = Gravedad Específica de la Roca.

PFEXP = Powder Factor (Kg/ton).

TF = Factor de tonelaje (m3/ton).

La geometría básica es mostrada en la figura 4.13 where one blasthole form the round has been

isolated (apartado). El número de toneladas rotas (TR) es dado por:

Donde:

B = Burden (m).

ρH2O = Densidad del agua (mt/m3)

Desde que, en el sistema métrico: ρH2O = 1 mt/m3.

TR = KS KH B3 x SGR x ρH2O

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24 VOLADURA - ESPAÑOL

This term will not be carried the remaining equations. Conociendo el powder factor requerido

para proporcionar el grado de fragmentación deseada (PFEXP), la cantidad de explosivo requerido

(ERQD) es:

ERQD = TR x PFEXP = KS KH B3 x SGR x PFEXP ................................. (4.32)

La cantidad total de explosivo disponible (EAVL) es:

EAVL = (De)2 (BKH + BKJ - BKT) SGE .............................................. (4.33)

EAVL = B (De)2 (KH + KJ - KT) SGE

Donde: De = Diametro del Explosivo.

Ajustando la cantidad de explosivo requerido para esos rendimientos disponibles:

KS KH B3 x SGR x PFEXP = B (De)2 (KH + KJ - KT) SGE ................. (4.34)

Resolviendo la ecuación (4.34) para B:

B = De [( ) ( ) ( ) ( )]1/2 .................................... (4.35)

Como puede verse comparando la ecuación (4.35) a la ecuación (4.11) es igual a:

B = KBD ............................................................................................... (4.11)

KB = [( ) ( ) ( ) ( )]1/2 ........................................ (4.36)

El powder factor basado en el explosivo real usado (PFEXP) puede ser en la ecuación (4.36)

por el equivalente ANFO powder factor (PFANFO)

PFEXP = .................................................................................. (4.37)

Donde SANFO = realative weight strength del explosivo EXP a ANFO.

Entonces la ecuación (4.36) se convierte en:

KB = [( ) ( ) ( ) ( )]1/2 ...................................... (4.38)

Ésta es realmente una fórmula poderosa como será demostrada a través de una serie de

ejemplos.

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25 VOLADURA - ESPAÑOL

Ejemplo 1. Una de las formas principales que la ecuación puede ser usada, es estudiar el efecto del

cambio de explosivo en el modelo de la voladura (blasting pattern) mientras se mantienen otros

factores del diseño.

Diámetro del Hole.

Altura del Banco.

Tipo de Roca.

Spacing Ratio KS.

Subdrill Ratio KJ.

Stemming Ratio KT.

El bench height ratio KH depende del burden el cual a su vez depende de KH. Por lo tanto se

modificará. La aproximación es, por consiguiente, para describir la ecuación (4.38) dos veces

(twice) usando subíndices para hacer denotar el Explosivo 1 y el Explosivo 2.

Explosivo 1:

KB1 = [ ) ( ) ( )1 ( )1]1/2 ...................................... (4.39)

Explosivo 2:

KB2 = [( ) ( ) ( )2 ( )2]1/2 ......................................... (4.40)

Al tomar el ratio de las ecuaciones (4.40) y (4.39) uno encuentra que:

= 1/2............................ (4.41)

Si el ANFO equivalent powder factor se mantiene constante (caso a menudo), entonces la

ecuación (4.41) se reduce a:

= 2* 1 ................................. (4.42)

Si la variación de KH con modificarse es desechada, entonces: DESPRECIABLE.

2 = 1

Y la expresión simplificada llega a ser:

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26 VOLADURA - ESPAÑOL

= ........................................................................................ (4.44)

Así, como una primera aproximación, el ratio KB es igual a la raíz cuadrada del Bulk Strength Ratio

para los explosivos involucrados.

Para pulir (refine) el valor de KB2, un proceso de interacción implicando las tres ecuaciones

B2 = KB2 * De ........................................................................................................ (4.45)

KH2 = ............................................................................................................... (4.46)

KB2 = KB1 .......................................... (4.42)

son usadas en secuencia. El valor inicial de KB2 es substituido en la ecuación (4.45) y solucionando

a B2. El valor de KH2 es entonces introducido en la ecuación (4.46) que es introducido en la

ecuación (4.42). El valor resultante de KB2 es comparado con el inicial estimado. Si son lo mismo,

entonces el proceso se detiene. En el caso que no, este nuevo valor de KB2 se introduce en la

ecuación (4.45) y el proceso continúa. Ello converge rápidamente a una solución estable.

Ejemplo 2: El mismo procedimiento puede ser usado para evaluar los efectos de cambio de otras

variables. La densidad de la roca es uno de los parámetros de interés. La ecuación (4.38) esta

descrita asumiendo dos materiales que tienen densidades diferentes (specific gravities).

Material Density 1:

KB1 = .................................................... (4.47)

Material Density 2:

KB2 = .................................................... (4.48)

Aunque no necesariamente será asumido que lo siguiente permanezca constante:

Hole Diameter.

Explosive.

Bench Height.

Spacing Ratio KS.

Subdrill Ratio KJ.

Stemming Ratio KT.

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27 VOLADURA - ESPAÑOL

El bench height ratio KH depende del burden, el cual depende de KB y por lo tanto cambiara.

Dividiendo la ecuación (4.48) por la ecuación (4.47) uno encuentra que:

= ...................................... (4.49)

Si la variación de KH con burden cambiante es desatendida (neglected), entonces como una

aproximación:

=

Una vez que el valor inicial de KB es encontrado, un proceso de interacción (interation) implica las

tres ecuaciones

B2 = KB2 * De ......................................................................................................... (4.45)

KH2 = .............................................................................................................. (4.46)

= ................................................ (4.49)

Es realizado hasta que un valor estable para KB2 sea obtenido. En el sistema inglés. La ecuación

(4.38) es adecuada:

KB = (2000)1/2 ......................................... (4.51)

Donde: PFANFO = ANFO equivalent powder factor (lbs/ton), 20000 = lbs/ton.

El usar el proceso de iteración es importante para mantener o conservar un set coherente de unidades. Así, si el burden está expresado en pies, entonces el diámetro del taladro en la ecuación (4.45), por ejemplo, también debe estar en pies.

4.7 SIMULATION OD DIFFERENT DESIGN ALTERNATIVES:

En la sección 4.5 una basae teorica para evaluar diferentes alternativas de diseño fueron

presentados. Here two design variation will be considered strating with the pattern in use at the

mine today.

Hole Diameter = 12 in.

Bench Height = 40 ft.

Burden = 25 ft.

Spacing = 29 ft.

Subdrill = 7 ft.

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28 VOLADURA - ESPAÑOL

Stemming = 17 ft.

ANFO: SANFO = 1.0

Q = 912 cal/gm.

Rock: SG = 2.65.

PFANFO = 0.5 lbs/ton.

Una interrogante podría ser que pattern se usaría en taladros de 15 pulgadas de diámetro. Usando

la ecuación (4.51), uno lo haría primero determinando el valor actual de KB. Los valores de entrada

requeridos son:

KH = 40/25 = 1.6

KJ = 7/25 = 0.3

KT = 17/25 = 0.7

KS = 29/25 = 1.15

SGEXP = 0.82

SGROCA = 2.65

SANFO = 1

PFANFO = 0.50 lbs/ton.

Sustituyendo estos valores en la ecuación (4.51) se encuentra que:

KB = 1/2 = = 25.2

Esto es lo que podría haberse esperado usando las pautas de Ash (1963). Para holes de 15

pulgadas de diámetro, la primera aproximación para el burden sería:

B = KB = 25.2 = 31.5 ft.

Esto sin embargo cambia el valor de KH a.

KH = = = 1.27

Substituyendo esto en la ecuación (4.51) conservando todos los otros valores constantes, se

encuentra que.

KB = 1/2 = 24.1

Este proceso es repetido a través de varias iteraciones hasta encontrar un KB estable, el cual es:

KB = 24.3

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29 VOLADURA - ESPAÑOL

El diseño resultante con el diámetro de 15 in, es:

B = 30 ft.

S = 34.5 ft.

T = 21 ft.

J = 9 ft.

El Powder Factor:

PF ANFO =

Es ligeramente diferente al valor esperado de 0.5 debido a los redondeos. Como fue señalado

anteriormente, este patrón seria esperado para producir una fragmentación mas apera o tosca

que con los holes de 12 de diámetro. Para mantener la misma fragmentación, el powder factor

debería ser incrementado. Esto puede ser fácilmente incluido en el siguiente cálculo.

Otra posible pregunta trata de lo que ocurriría al pattern si el explosivo se cambia asumiendo que

la mina considera cambiar el ANFO por el heavy ANFO con las siguientes propiedades:

SG = 1.10, Q = 815 cal/gm.

El wieght strength de este producto respecto al ANFO es:

SANFO = = 0.89

Usando la ecuación (4.44) el valor de KB2 es:

KB2 = KB1 = 1.09KB1

Ya que:

KB1 = 25.2

Entonces:

KB2 = 27.5

El nuevo burden sería:

B2 = 27.5 = 28.1 ft.

Y, KH2 quedaría:

KH2 = = 1.42

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30 VOLADURA - ESPAÑOL

Este valor es sustituido en la ecuación (4.49) para llegar a una nueva aproximación para KB2:

KB2 = KB1 * 2*

La mayoría de los términos son constantes, y en este caso pueden ser simplificados a.

KB2 = (25.2)

KB2 = 34.1

Sustituyendo KH2 = 1.42 en la ecuación (4.52):

KB2 = 26.95

El nuevo valor del burden es:

B2 = 26.95 = 27.5 ft.

El correspondiente valor de KH2 es:

KH2 = = = 1.45

Este valor es sustituido en la ecuación (4.52) y el proceso continua hasta encontrar un resultado de

KB2 estable. En este caso es:

B2 = 27.0

El Blast Pattern sería:

B = 27.0 (12.25/12) = 27.6 ft.

S = 31.7 ft.

J = 8.3 ft.

T = 19.3 ft.

El powder factor sería:

PFACTUAL = = 0.563 lbs/ton

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31 VOLADURA - ESPAÑOL

Entonces el powder factor equivalente ANFO estaría dado por:

PFANFO = PFACTUAL * SANFO = 0.56 * 0.89 = 0.50 lbs/ton el cual es esperado.

Como es indicado, para la valuación del documento de diferentes diseños de voladura es muy

general. Los costos asociados a los diferentes diseños para traducir el resultado en una esperada

fragmentación costo por tonelada.

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