18_caracterizacion macizo rocoso
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~
Capítulo 18~
tCARACTERIZACION DE LOS MACIZOS ROCOSOS PARA
EL DISEÑO DE LAS VOLADURAS~
~
~ 1. INTRODUCCION
~ Las propiedades de los macizos rocosos que influ-yen más directamente en el diseño de las voladurasson:
t - Resistencias dinámicas de las rocas.
- Espaciamiento y orientación de las discontinuida-
. des.- Litologías y potencias de los estratos en formacio-
nes sedimentarias.
. - Velocidades de propagación de las ondas.- Propiedades elásticas de las rocas.
~ - Tipos de relleno y apertura de las discontinuidades., - Indices de anisotropía y heterogeneidad de los ma-cizos, etc.
. La determinación de estos parámetros por métodosdirectos, o de laboratorio, resulta muy difícil y costosa,ya que las probetas ensayadas no suelen incluir las
. discontinuidades y los cambios litológicos del macizorocoso del que proceden. Para obtener una muestrarepresentativa sería necesario que tuviera unas dimen-
~ siones diez veces mayores que la distancia media entre, discontinuidades. No obstante, constituyen un com-plemento en la caracterización de los macizos rocososque se desean fragmentar.
. En la actualidad, las técnicas de caracterizacióngeomecánica más aplicadas son:
. - Sondeos, ~on recuperación de testigo y ensayosgeomecanlcos.
. TABLA 18.1
.
.
.
.
~
- Estudios estructurales de los sistemas de disconti-nuidades.
- Perfiles de sísmica de refracción.
- Diagrafías geofísicas de sondeos de investigación.
- Diagrafías geofísicas en barrenos de producción.
- Toma de datos y tratamiento durante la perforaciónde los barrenos de producción.
2. REALlZACION DE SONDEOS CON RECU-PERACION DE TESTIGO V ENSA VOSGEOMECANICOS
A partir de los testigos recuperados en los sondeosse puede aplicar una de las clasificaciones más exten-didas, conocida por R.a.D. (Rock auality Designation,Deere 1968) que se define como el porcentaje de lalongitud de testigo recuperado en trozos mayores de10 cm respecto de la longitud de sondeo. Tabla 18.1.
Además, sobre esos testigos puede realizarse el en-sayo geomecánico de Resistencia Bajo Carga Puntual«15»,bien sea en posición diametral o axial, para esti-mar la Resistencia a la Compresión Simple «RC».
RC (MPa) '" 24 . 1, (50) (MPa)
Borquez (1981) determina el Factor de Volabilidad«Kv», de la fórmula de Pearce, para el cálculo de laPiedra, a partir del R.a.D. corregido por un Coeficientede Alteración que tiene en cuenta la Resistencia de lasDiscontinuidades en función de la apertura de éstas yel tipo de relleno, Fig. 18.1 YTabla 18.2.
TABLA 18.2
227
R.a.D. CALIDAD DE LA ROCA
0-25 Muy mala25 - 50 Mala50 - 75 Media75 - 90 Buena90 - 100 Excelente
RESISTENCIA DE LAS FACTOR DEDISCONTINUIDADES CORRECCION
Alta 1.0Media 0.9Baja 0.8
Muy baja 0.7
lA
.1-" I"'6'
'c><?>
. lO (f?ODf;:;
1.6
15
13'-
y = Q + b In X12
"
~ 10Q
::;iD 0.9<t--'~ 08
WQ
0.7'"O...." 0.6<tle
05
QA
0.3
0.2 CALIDAD OF LA ROCA
0.1
00O
DESIGNACION DE LA CALIDAD DE LA ROCA EQUIVALENTE -RQDE (%)RQDE = RQD x FACTOR DE CORRECCION
Figura 18.1. Factor de vo/abilidad (Kv) en función del
indice de calidad RQOE.
1200
1100
~6, 1000
oLL 900Z""
~ 800
ou¡¡: 700Uw"-
tG 600
o:o->::J 500UJZou 400
300
200
100
0,02 0,04 0,06 0,1 0,2 0,4 0,6 0,8 I
La compañía Steffen, Robertson and Kirsten Ud.(1985) utiliza para calcular el consumo específico deexplosivo, en las voladuras en banco, varios parámetrosgeomecánicos entre los que se encuentran el R.Q.D., laResistencia a la Compresión Simple (MPa), los ángulosde Fricción Interna y Rugosidad de las discontinuidadesy la Densidad (tlm3). Fig. 18.2.
Este procedimiento es de los pocos que tiene encuenta el efecto del diámetro de los barrenos (mm) odistribución espacial del explosivo sobre el consumoespecífico de éste en la voladura.
3. CARACTERISTICAS DE LOS SISTEMAS DEDISCONTINUIDADES
Las principales informaciones cuantitativas que sepueden registrar de las discontinuidades son:
- Orientación (buzamiento, definido por la dirección desu inclinación y el propio valor de ésta).
- Espaciamiento (distancia perpendicular entre dis-continuidades adyacentes).
- Persistencia (longitud de los segmentos observablesde las discontinuidades).
- Rugosidad (ondulaciones con relación al planomedio de las discontinuidades).
- Resistencia de las paredes (a compresión en losbordes de las discontinuidades).
- Abertura (distancia entre los dos bordes de la dis-continuidad).
4 40 60 80 100 4002006 8 10 20
x= DENSIDADxTAN(0+i)xVRc x(DIAMETRO BARRENO/lOd(115-RQDJ/3,3
Figura 18.2. Cálculo del Consumo Específico de explosivo en función de diversos parámetros geomecánicos del macizo rocoso.
- Relleno(existenciao node algúnmaterialintercala-do entre los dos bordes).
- Percolación (ocurrencia o no de flujo de agua en elinterior de la discontinuidad).
- Número de familias (número de grupos diferentes dediscontinuidades con características comunes).
- Tamaño de bloques (dimensión de los volúmenesrocosos separados por la intersección de las discon-tinuidades de un macizo).
228
Las más importantes, desde el punto de vista delarranque, son el espaciamiento y la orientación.
Las principales técnicas de registro de datos hacenuso de «scanlines» (o líneas de muestreo) con el fin deobtener todas esas informaciones.
A partir de los datos recogidos en los registros delíneas de muestreo en superficies accesibles es posibleobtener representaciones gráficas de gran interés, talescomo:
./ V
/./"
//"./
.//
./"
./"
VV.//
//
V/
/"
./
//
MUY M"LA MAL"1
MEDIA BUENA ! EXCE-I
¡LENTEIí I
1 I I 1 I I I I ,10 20 30 40 50 60 70 80 90 100
- Proyecciones hemisféricas o estereográficas, deigual área (Schmidt-Lambert) o de igual ángulo(Wulff).
- Rosas de dirección de discontinuidades.- Histogramas de frecuencias de tamaños y de espa-
ciamientos de discontinuidades, en su totalidad, oseparadas por familias.
Por medio de estas representaciones es posible esta-blecer el número de familias de discontinuidades pre-sentes en un macizo rocoso dado, así como los valoresmedios y las dispersiones de sus propiedades másrepresentativas.
Complementariamente a los levantamientos pormedio de líneas de muestreo pueden ser efectuadosUnos sondeos orientados, con recuperación de testigosy en los que pueden ser aplicadas las técnicas de mues-treo integral (Rocha, 1967) o una inspección por mediode cámaras de filmación (Burwell y Nesbitt, 1964).
Todas las informaciones sobre la fracturación de losmacizos rocosos pueden ser procesadas para obtenerla composición de los bloques existentes en un volumendado del macizo.
Para tal propósito, existen diversas técnicas de cálcu-lo informatizadas, tales como:
- Determinación de los bloques unitarios, a partir delparalelepípedo formado por la intersección de lastres familias principales de discontinuidades, conoci-das sus orientaciones dominantes y espaciamientosmedios (Attuvell y Farmer, 1976).
- Cálculo de los volúmenes de los bloques definidospor las intersecciones múltiples de las discontinuida-des, creando una curva de distribución granulométri-ca (Programa COMPART, da Gama, 1986).
- Estimación de la distribución de los tamaños de los
bloques, por medio de representaciones estereográ-ficas (Villaescusa y Brown, 1991).
Un indice que suele obtenerse con frecuencia es elconocido por "Volumetric Joint Count, J." que sedefine por el número total de juntas por metro cúbico,obtenido al sumar las juntas presentes por metro paracada una de las familias existentes.
TABLA 18.3
La relación entre el índice «Jv" y el «R.a.D." es, deacuerdo con Palsmtrom (1974), la siguiente:
R.a.D. = 115 - 3.3 Jv Para Jv < 4,5 , R.a.D. = 100
Según la orientación de esas juntas, los bloquesconformados in-situ presentarán diferentes geome-trías, afectando doblemente a la fragmentación de lavoladura y a la dirección de salida más útil de la pega.
En la figura 18.3 se estima el volumen aproximado delos bloques a partir del Jv Y de la relación de las tresaristas características de los mismos.
~~~ul;¡1'3" ,'o
~,-.,.~",\~11212
r=~,
W ~¡ 100 ~ 13,' ,.,LV
-s .0 ~", \ "
LtJ'o ~, v'~ro
L'(¡o0, , .,".o . ,
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~ ISa3o> .-
~
I ...
O.'! 0,0'
.... ... , ,
"'M<IIOTOTAL.. """"'. """ ~'M
Figura 18.3. Estimación del volumen de los bloques in situ.
Un intento por considerar las discontinuidades estruc-turales en el sistema de diseño de las pegas es el debi-do a Ashby (1977), que relaciona la frecuencia de frac-turas y la resistencia al cizallamiento de las mismas conel consumo específico de explosivo, Fig. 18.4.
CONSUMO ESPECIFICO'
ANFO OMA
*:;';1;*
M"MCONSUMO ESPECIFICO o 0.56 A-To. (0.;)
(Ko- ANFO/m') V~::¡~~~~ONDE
A-. DENS'DAD DE LA ROCA
0 . ANGULODE FRlce'ON 'NTERNO
i .ANGULO DE RUGOS'DAD
Mi .." M
'Po' 2,5 /m'FRECUENCIA DE FRACTURACION
( F 'octUnI' I me'nI)
Figura 18.4. Correlación entre la frecuencia de fracturación yel consumo específico de explosivo.
229
JvCARACTERISTICAS
DEL MACIZO
<1 Bloques masivos1 - 3 Bloques grandes3 - 10 Bloques tamaño medio
10 - 30 Bloques pequeños> 30 Bloques muy pequeños
Lilly (1986, 1992) ha definido un Indice de Volabilidad"BI» (Blastability Index) que se obtiene como suma delos valores representativos de cinco parámetros geome-cánicos.
BI = 0,5 (RMD + JPS + JPO + SGI + RSI)
Este índice se aplicó por primera vez en las minas dehierro de Pilbara, donde existen rocas extremadamenteblandas con un valor de BI = 20 Y también rocas masi-vas muy resistentes con un valor BI = 100, que tienenuna densidad de 4 t/m3.
En la Tabla 18.4 se indican los factores de pondera-ción de cada uno de los parámetros.
TABLA 18.4
El Ratio de Influencia de la Resistencia "RSI» se esti-
ma a partir de la expresión:
RSI = 0,05 . RC
donde:
RC = Resistencia a la compresión simple (MPa).
Los Consumos Específicos de explosivo "CE» o losFactores de Energía "FE» se calculan con la Fig. 18.5o las expresiones
CE (kg ANFO/t) = 0,004 x BI óFE (MJ/t) = 0,015 x BI
230
De las numerosas experiencias llevadas a cabo enAustralia se ha llegado a la conclusión de que el Factorde Roca del modelo Kuz-Ram de Cunninghan (1983)puede obtenerse multiplicando "BI» por 0,12.
o 0.5U.Z<fW 0.4oou¡¡:::: 0,3-,U'"~:I
TABLA 18.5
entre los índices de volabilidad y los consumos específi-cos de explosivo, siendo el explosivo patrón o de refe-rencia un hidrogel con una velocidad de detonación de3.800 mis.
TABLA 18.6
TABLA 18.7
4. SISMICA DE REFRACCION
La.sprimeras aplicaciones de la sísmica de refrac-ción al diseño de voladuras fueron llevadas a cabo por
Broadbent (1974), Heynen y Dimock (1976), que rela-cionaron el consumo específico de explosivo con lavelocidad sísmica de propagación. Fig. 18.6.
oUlJ..(3Wo-(f) 0.1W
0.3
,olJ..Z<:('"~ 0.2
MALAFRAGMENIrAC/ON
o:::;;=>(f)zou
o 1.000 2.000 3.000 4.000
VELOCIDAD SISMICA Vs (mis)
5.000
Figura 18.6. Correlación entre velocidad sismica y consumoespecifico de explosivo.
Como puede observarse, conforme aumenta la velo-cidad sismica se requiere una mayor cantidad de ener-gía para una fragmentación satisfactoria. Es amplia-mente conocido el criterio de acoplamiento de impe-dancias (Velocidad de propagación en la roca x densi-dad de la roca = Velocidad de detonación x densidaddel explosivo) en el intento de maximizar la transferen-cia. de energía del explosivo a la roca.
Este método ha tenido gran éxito en diversas explo-taciones donde se han llegado a reducir los costes deperforación y voladura hasta un 15%.
231
PARAMETRO RANGO DE VALORES
1. Densidad 1,3 - 1,6 1,6 - 2,0 2,0 - 2,3 2,3 - 2,5 >2,5
Ratio 20 15 12 6 4
2. Espaciamiento entre discontinuidades (m) < 0,2 0,2 . 0,4 0,4 " 06 0,6 - 2,0 >2,0
Ratio 35 25 20 12 8
3. Indice de resistencia bajo carga puntual (MPa) < 1 1 - 2 2 - 4 4 - 6 >6
Ratio 25 20 15 8 5
4. Orientación de los planos de discontinuidad Buzando Rumbo con Rumbo Buzando Horizontalhacia el ángulo normal contrafrente agudo con al el
respecto frente frenteal frente
Ratio 20 15 12 10 6
FACTORES DE AJUSTE VALOR
1. Grado de confinamiento
Muy confinada -5Razonablemente libre O
2. Esbeltez del banco
Longitud del barreno/Piedra> 2 O
Longitud del barreno/Piedra < 1,5 -5
Longitud del barreno/Piedra 1,5-2 -2
CONSUMOESPECIFICOINDICE DE VOLABILlDAD DEEXPLOSVO
(kg/m')
80-85 0,2 - 0,360-70 0,3 - 0,550-60 0,5 - 0,640-50 0,6 - 0,730.40 0,7 - 0,8
5. TECNICAS GEOFISICAS DE SONDEOS DEINVESTIGACION
La realización de sondeos de investigación con o sinrecuperación de testigo para proceder a su testifica-ción geofísica tiene los siguientes inconvenientes:
Tiempo invertido importante y coste elevado.Equipo de perforación y testificación adicional.
Por ello, este procedimiento no es usual en las ex-plotaciones, salvo en zonas donde vayan élconstruirseinstalaciones importantes: plantas de tratamiento,parques de almacenamiento, etc., o en aquellos casosdonde la instrumentación está infrautilizada y puedeemplearse con otros fines, como es el de arranque derocas con explosivos.
6. TESTIFICACION DE LOS BARRENOS DEPRODUCCION
Este procedimiento es relativamente simple, rápido yseguro, ya que se estudia la totalidad de la voladura ysólo requiere la inversión en el equipo de testificación.
Los avances tecnológicos que se han producido enla fabricación de aparatos de testificación permitendeterminar actualmente:
- La posición de estratos de material blando, comocapas de carbón o intercalaciones de materialesalterados.
- Variaciones en la resistencia de las rocas, y- El espaciamiento de juntas y planos de disconti-
nuidad.
Los métodos de testificación más usuales son:
- Velocidad sónica.
- Densidad.
- Radiación natural.
- Calibre.
En la Fig. 18.7 pueden verse las respuestas obtenidasen una formación con una intercalación dura.
Actualmente, hay pocos datos disponibles para corre-lacionar los valores obtenidos en las diagrafías con lascaracterísticas de la excavación. No obstante, Hagan yGibson (1983) establecieron, basándose en su expe-riencia, la clasificación de la Tabla 18.8.
232
DENSIDAD
\\
GAMMANATURAL
II
1f,111,
CALIBRE
\'1
\f1
(
!,~
ROCADEDUREZA MEDIA r
¡
{§
:f..-r
f-{~~
r" di,f
~."\
rj
¡jr
Figura 18.7. Ejemplo de diagraflas obtenidas y distribu-ción de cargas de explosivo en presencia de un nivel de
roca dura (Hagan y Gibson).
VELOCIDAD
SONICA(mis)
< 1.500
1.500.2000
2.000 - 2.500
2.500 - 3.000
> 4.500
TABLA 18.8
CARACTERISTICAS DE LA EXCAVACION
Estratos excavables por mototrai-lIas, grandes dragalinas, excavadoras orotopalas sin voladuras.
Ripado fácil. Excavación de estratos sinvolar, algo difícil para dragalinas, excava-doras o rotopalas.
Ripado algo costoso. Voladuras lig&ras(e. g. grandes esquemas, grandeslongitudes de retacado, bajos consumosespecíficos) pueden ser necesarias paralas grandes dragalinas, excavadoras orotopalas.
Se precisan voladuras ligeras.
Se precisan voladuras fuertes(e. g. esquemas de perforación cerrados,pequeñas longitudes de retacado, altosconsumos específicos).
7. CARACTERIZACION DEL MACIZO RO-COSO DURANTE LA PERFORACION DEBARRENOS
Existen en la actualidad aparatos que se han desa-rrollado para determinar el rendimiento de la perfora-ción. Por ejemplo, el sistema Empasol, fabricado por laempresa francesa Soletanche, el norteamericanoG.L.I., etc.
La utilización de estos sistemas permite:
- Evaluar el rendimiento del equipo y método deperforación utilizado.
- Ayudar a la planificación minera.- Detectar fallos en la perforadora y el manejo inade-
cuado de la máquina, y- Constituye una herramienta de investigación, tanto
en la optimización de la perforación Fig. 18.8,comoen la detección de pequeñas variaciones en laspropiedades de las rocas.
Figura 18.8. Efecto del empuje y la velocidad de rotaciónsobre el coste de perforación.
Este sistema es el más interesante ya que la inversióna realizar es pequeña y permite obtener los datos du-rante la propia perforación.
Los registradores pueden controlar diversas varia-bles entre las que destacamos:
- Presión del aire comprimido.- Par de rotación.
- Empuje sobre la boca.- Velocidad de rotación.
- Velocidad instantánea de penetración.- Vibraciones en el mástil.
- Esfuerzos de retención de la sarta de perforación.
- Aceleración producida por la energía reflejada porel terreno, y
- Tiempo de perforación.
Los valores registrados permiten obtener una ima-gen completa de la respuesta del terreno. Algunos ín-dices que se utilizan en la actualidad son los siguien-tes: "
a) Indice de energía de rotación
IE=~NrVP
donde:
Tr = Par de rotación:Nr = Velocidad de rotación.VP = Velocidad de penetración.
b) Indice del grado de alteración
lA = 1 + !..Eo
VP
VPo
donde:
E = Empuje sobre la boca de perforación.VP = Velocidad de penetración.Eoy VPo= Valores máximos de E y VP.
"70
c) Indice de resistencia del terreno a la perfora-ción
IR = E x ~VP
donde:
E = Empuje sobre la boca.Nr = Velocidad de rotación.VP = Velocidad de penetración.
Los parámetros más interesantes son lavelocidad depenetración y el par de rotación. 'En rocas con altaresistencia a la compresión se obtendrán velocidadesde penetración pequeñas ylos pares de rotación seránrelativamente altos, salvo que exista un espaciamientode fracturas pequeño en comparación con el diámetrodel barreno.
Cuando se atraviesa una capa de arena, arcilla, rocamuy alterada o fisurada, la velocidad de penetraciónaumentará y se precisará un par de rotación bajo,siempre que el caudal de aire sea suficiente para eva-cuar adecuadamente los detritus. El empuje y el par derotación se combinarán para obtener el rendimientoóptimo.
Cuando se realiza la perforación de estratos conresistencias muy variables, se observarán variacionesimportantes de la velocidad de penetración. Fig. 18.9.
Este tipo de registro reflejará:
- La facilidad relativa con que la roca va a.ser frag-mentada en la voladura, y
- La distribución de explosivo correcta para obtenerunos resultados óptimos.
A continuación, se analizan los campos de aplica-ción de esta técnica en distintos tipos de yacimientos.
233
,,~c~ ~,,~,-,c"'~"'~
~¡""-
RETACADO
~
CARGAj ROCA DURA
CARGA
VELOCIDAD DEPENETRACION
Figura 18.9. Formaciones con resistencias variables (Hagany Reid).
7.1. Yacimientos de carbón
En los yacimientos de carbón, el recubrimiento está
constituido normalmente por estratos que tienen re-sistencias muy variables y por ello, esta técnica demonitorización tiene un futuro muy esperanzador.
Los datos que se obtienen de las diagrafías son:
- Los espesores de las capas que poseen distintasresistencias.
- La profundidad exacta del techo y muro del carbón.
Cuando un estrato competente yace bajo una zonaalterada del mismo material o de un sedimento no
consolidado, será necesario cargar sólo el tramo infe-rior por debajo del contacto. Fig. 18.10.
SEDIMENTOS BLANDOS
RICOS EN ARCILLAS
ESTRATO
COMPETENTE
CAPA
Figura 18.10. Distribución de carga en estrato duro con zonade alteración (Hagan y Reid).
Donde existe un estrato potente de material blando omuy deformable, por ejemplo arenas, entre otros deroca competente, si se hace una carga continua a lolargo de un barreno:
234
- Los gases se expandirán rápidamente hacia la zonadeformable, y
La caída rápida de la presión del gas en la capacompetente provocará una mala fragmentación,escaso esponjamiento y desplazamiento de la pila.
La colocación de un retacado en el nivel blando,evita el descenso brusco de presión y el dispendiosubsiguiente de la energía de la explosión.
RETACADO
ESTRATO
SLAN DO----- ~EXPLOSIVORETACADOINTERMEDIO
EXPLOSIVO
Figura 18.11 Localización del techo de la capa de carbón yempleo de retacados intermedios al nivel de una intercala-
ción blanda.
7.2. Yacimientos metálicos
En este tipo de explotaciones se pueden dar lossiguientes casos:
a) Voladuras en el contacto estéril-mineral.En la Fig. 18.12 se ve un tajo de voladura que con-
tiene estéril de resistencia media, mineral alterado ymineral de alta resistencia.
FRENTE
. .. . .
ESTERIL. . .
\. \.\,. . . \. . . .
MINERAL \ MINERAL DURO. . .J. . .BLANDO /
e e e leI
.. . . . .
. . .
Figura18.12. Voladura en un tajo con tres materiales decaracteristicas diferentes (Hagan y Reid).
En un caso tan complejo es posible modificar elesquema de perforación, pero ello requeriría un reco-nocimiento de los contactos previo al replanteo de lavoladura. El procedimiento más adecuado consiste enestandarizar el esquema de perforación y modificar lacarga de los barrenos de acuerdo con un registro de lavelocidad de penetración, tal como se indica en la Fig.18.13.
El empleo de este sistema aporta las siguientes ven-tajas:
- Evita un gasto excesivo de explosivo en formacio-nes blandas.
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EXPLOSIVO
./
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Figura 18.13. Oiagrafla de la velocidad de penetración ydistribución de carga en los tipos de roca de la Fig. 18.12
(Hagan y Reid).
- Incrementa el rendimiento de la fragmentación porunidad de peso del explosivo.
- Aumenta el control sobre los efectos perturbadoresde las voladuras: vibraciones, onda aérea, proyec-ciones, sobreexcavaciones e inestabilidad de talu-des.
b) Bolos dentro de una matriz blanda.Si se tienen bolos dentro de una matriz blanda de
naturaleza plástica como la arcilla, la onda de tensióncreada en la voladura tiene una atenuación intensa enesoS materiales.
Cuando un barreno atraviesa un bolo y en esa zonano se dispone de explosivo, ese bloque se encontrarádespués intacto en la pila de escombro,Foto 18.1,yharáque la carga sea difícil y sea preciso realizar voladurassecundarias.
Foto 18.1. 'Bolo de granitb dentrQde una matriz arcillosa enMeirama.
Mediante el registro continuo de la perforación sepodrán conocer los barrenos que atraviesan bolos ydeterminar las profundidades de entrada y salida deesos bloques, procediendo a la carga espaciada y se-lectiva del explosivo. Fig. 18.14.
CARGA INCORRECTA CARGA CORRECTA
MATRIZ BLANDA
Figura 18.14. Fragmentación de bolos dentro de matrices dematerial plástico (Hagan y Reid).
c) Cavernas o coqueras.Las cavernas se producen por disolución de la roca
primaria por el agua subterránea o por otros procesos.Algunos materiales de hierro y calizas presentan cavi-dades de hasta quince metros, con una distribuciónaleatoria.
\0\'te,pp",""c",,¡
-------------------- ,_N'!y~L_q¡o:.h.!>~,,-O_-
----EXPLOSIVO
Figura 18.15. Sistema de carga en un barreno que intersectauna gran coquera (Hagan y Reid).
El registro continuo de perforación, permite:
- Localizar los barrenos que intersectan cavidades.
- Conocer las profundidades de entrad.a y salida delos huecos.
y a continuación proceder a:
235
- Cargar adecuadamente los barrenos que intersec-tan las cavidades con espaciadores.
Cargar los barrenos adyacentes con explosivos dealta potencia para compensar la pérdida de energíaque provocan las citadas oquedades.
8. INTENTOS DE CORRELACION DE INDICESDE PERFORACION CON LOS PARAME-TROS DE DISEÑO DE LAS VOLADURAS
Teniendo en cuenta que la perforación de una rocaconstituye un proceso de rotura de la estructura de lamisma en el que influyen numerosos factores geome-cánicos, parece lógico que el diseño de las voladurasdebiera basarse en los índices de perforación.
En este sentido, se han desarrollado los siguientestrabajos de investigación:
- Praillet (1980).
- Leighton (1982) con el índice "R.O.I.»
- López Jimeno, E. (1984) con el índice «Ip».
8.1. Praillet
R. Praillet calcula la resistencia a compresión de laroca a partir de la velocidad de penetración, empuje,velocidad de rotación y diámetro. A continuación, me-diante una ecuación de tercer grado, determina el valorde la piedra en función de:
- Altura de banco.
- Densidad de carga del explosivo.
- Velocidad de detonación del explosivo.
- Longitud de retacado.
- Resistencia a la compresión.
- Constante que depende del tipo de máquina decarga empleada: excavadora de cables o dragalina.
La ventaja de este sistema es que calcula el esquemade perforación en función de variables conocidas deantemano, salvo la resistencia a compresión que debeser estimada de datos previos.
Por el contrario, el inconveniente es que dado que laresistencia a compresión es determinada a partir de losparámetros de perforación, el esquema se establecedespués de haber perforado algunos barrenos, por loque el método sólo es válido en formaciones muy ho-mogéneas.
8.2. Indice R.a.!.
Mathis (1975) propuso un índice que denominó"R.O.I.» (Rock Ouality Index):
t01 - E-
R. ..- hL
236
donde:
Eh = Presión hidráulica de la perforadora.t = Tiempo de perforación del barreno.L = Longitud del barreno.
La primera aplicación práctica del "R.O.I.» fue de-sarrollada por Little (1975), intentando correlacionarlos datos de la perforación rotativa con el diseño geo-técnico de los taludes finales de las cortas.
La investigación llevada a cabo demostró una escasafiabilidad debido a las técnicas de registro y a la falta desensibilidad en cambios de litologia muy próximos.
Leighton (1982) procedió a una identificación delas rocas existentes en la mina de Afton (Canadá)mediante el «R.O.I.» utilizando una perforadora rota-tiva S.E. 40-R trabajando a 229 mm (9") de diámetro.
A continuación, hizo un estudio de correlación entreel "R.O.I.» y el consumo específico óptimo de explo-sivo para las voladuras de contorno, obteniendo uncoeficiente de correlación r = 0,98. Fig. 18.16, para lasiguiente curva ajustada.
Ln(CE) - R.O.!. - 25.0007.200
donde:
CE = Consumo específico (kilogramos de ANFO/tonelada).
R.O.!. = Indice de Calidad de la Roca (kPa.min/m).
E"-c:E
Ln CCE.)=RQI- 25.0007.20.0
o 8.000O-:.::
8 7..000oa::
--' :5 6.0.0.0e wa:: o
~ ~ 5..0.00'o--1~U 4.000.wowS2 3.000'oZ
2.26.0 ..o
o
o/
11. .
A BUENas RESULTADas
o DIFICULTAD EXCAVAClaN.PRaYECClaN EXCESIVA ysaBREEXCAVAClaN
.0.02 .0..04 .0..06 .0..08
CONSUMO ESPECIFICO-ANFO CKg/t)
Figura 18.16. Correlación entre el «R.Q.I.» y el consumoespecífico (Leighton).
Pero la utilización del «R.O.I.» presenta las siguien-tes limitaciones:
- Se emplea la presión hidráulica de la máquina, por~0
4
~
~lo que los datos utilizados dependen del tipo ymodelo de perforadora.
~ - No interviene el diámetro de perforación.No se tiene en cuenta la velocidad de rotación.
~ De esta forma, los resultados obtenidos en la minaAfton sólo son utilizables en aquellas explotacionesdonde:
. - Se disponga de una perforadora modelo S.E. 40-R,y
. - Se perforen barrenos de 229 mm.
~ 8.3.
LópezJimeno,E. (1984),teniendoen cuenta las limi-taciones del «R.Q.!.» propuso un índice de caracteriza-
~ ción de las rocas en el que se combinan los siguientesparámetros de perforación:
Indice de perforación Ip
~ VPE
Nr
~ O
= Velocidad de penetración (m/h).= Empuje sobre el tricono (miles de libras).= Velocidad de rotación (r/min).= Diámetro de perforación (pulgadas).
El índice responde a la expresión:
VP
Ip = E x Nr02
PARTEDIARIO
En el cálculo de este índice hay que tener en cuentaque:
- El tipo de tricono empleado sea el más adecuado ala formación rocosa que se pretende perforar.
- Se disponga del caudal de aire de barrido sufi-ciente para la evacuación correcta de los detritus deperforación.
- Se eliminen en su determinación los tiemposmuertos de: posicionamiento de la perforadora,cambios de barras, etc. Es decir tomar la velocidadneta de penetración.
Para la recopilación de todos los datos se. podráutilizar un modelo de parte como el que se indica en laFig. 18.17.
Como la velocidad de penetración depende de lasresistencias a compresión, tracción y cizallamiento, elíndice «Ip», que es directamente proporcional a «VP»,contendrá implícitamente tales características geo-mecánicas, pudiéndose correlacionar con el consumoespecífico o factor de energía del explosivo empleadoen las voladuras en las que se obtiene una fragmenta-ción adecuada. Fig. 18.18.
El análisis estadístico de regresión de los datos denumerosas minas, ha permitido establecer la siguienteecuación:
CE (kg ANFO/m3) = 1,124 x e-O.5~2~ Ip (r = 0,92)
MAQUINA:
DE PERFORACION
RELEVO'
FECHA: - 1.Ji6.
DIAMETRO'-
HORAS TOTALES PARO
Figura 18.17. Parte de perforación.
237
w . o :g 2o W--J 0<1. .. .. z E <[2- 5 00 .. PERFORABllIOADw '" " WW ;:¡zo .. 99E z WWw<>' W W DE.. ..A o'" " os SERVACIONES> o'" 9;> ..o ul-'- " uuá. 0° o¡¡; HvIf)W 0° ::> '" .,; ,," o"'Ef-':'-- '3¡:! :g ..!'! '"
d :'i o 1-" '" 2 .J2- .. . WZ '" .. W'" ;: 8 M O MD«o zm '" '3 _w W", PST "'° D'- " Z'"z> W .. >.. >'" D.U
PAROS OPERACION PAROS MECANICOS ESPECIFICACIONES AVERIAS:
Tiempo traslado operación Hora exacta arranque de la máquona
Tiempo cambio tricDno Tiempo reparaciones ---'-----
Tiempo falta de trabajo Tiempo espera mecánicos
Tiempo limpieza máquina Tiempo engrase
Tiempo trasLado maquinista Tiempo traslado m e canica
Tiempo cambio adaptador Otras causas de paro
FIRMA MAQUINISTA.
JADAS
4
a.......
'.
zQ 3<.)«a::OlJ..a::
g: 2WO
W<.)¡SIZ
0,1 0,2 0,3 oA 0;5 0;6 0;7 0;8 0;9 iCONSUMO ESPECIFICO-ANFO (Kg/m')
1;1
Figura 18.18. Correlación entre el índice «Ip" y el consumo específico (L. Jimeno).
La gama de rocas chequeada oscila entre las muyblandas, como el recubrimiento superficial de Puerto-llano, hasta las muy duras, como el pórfido cupríferode Palabora. Hay que señalar que la toma de datosfundamental se realizó en la explotación de Meiramacon esquistos y granitos con grados de alteración muyvariables.
CONSUMO ENERGETICO
~ TIPOS ~X"hOSIVO-"
o PROPIEDADES
o SELECCION DE CARGA
La expresión anterior que liga el consumo específicocon el índice de perforación «Ip», constituye una he-rramienta muy eficaz en el diseño y cálculo de lasvoladuras ya que permite:
OPCION ?
- Determinar el esquema de perforación. Figs.18.19 y 18.20. I~ALTURA DE BANCO (HI I
I~ olAMETRO DEL BARRENO (011
I~PRoPIEDAoES DE LA ROCA II~ALTURA DE BANCO (HI I
- Calcular la carga óptima de un barreno perforadosegún un esquema establecido. Figs. 18.19 y18.21. Y
- Crear un modelo de optimización de voladuras enbanco. Fig. 18.22.
!~ESQUEMA NOMINAL (B, SI I ~ DIAMETRO DEL BARRENO (DI I
- Caracterización geotécnica de los materiales de lacorta.
- Diseño de taludes de corta.
- Determinación del diámetro de perforación y ca-racterísticas de la perforadora en función de:
. ,I ESCRITURA DE RESULTADO~
RETACAoO (TI ySOBREPERFORACION (JI
CARGA POR BARRENO Qe, I
Otras posibles aplicaciones del índice Ip son:
Figura 18.19. Cálculo de esquemas de perforacióny cargas de explosivos a partir del Ip (L. Jimeno).
. Producción requerida, y
. Resistencia de la roca.. Cálculo de rendimientos y costes de molienda.
a) Como método de cálculo del esquema de vola-dura, tiene en cuenta los siguientes datos:
Geométricos
Las ventajas que reporta la utilización del índice deperforación «lp» en un modelo de cálculo de vola-duras son las siguientes:
- Altura de banco.
- Diámetro de perforación.
238
IIIIIIWIIIliIIIUIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIUlIIIIIlliIm¡¡¡;;¡;jF"""=,,,,"
~
t~------------ , -,.-- ., - ,.-."-""--'
t
PROGRAMA DISVOLCALCULO DE ESQUEMA------------------------------------
DATOS
t -----DIAMETRO DE PERFORACIoNALTURA DE BANCO
_INDICE DE PERFORACIONEXF'LOSIVOSDENSIDAD DE CARGA
~VELOC. DETONACJON,DIAMETRO DE CARGA
311.0015.000.35
1'1.1'1
M
(1)(2)0.804000
311.00
1. 35(G/CC) =(11/5)(11. M)
4700311.00
- ~~:~==:'~::
~ LONGITUD DE PERFORACIoN =, LONG. RETACADO SUPERIOR =LONG. RETACADO INTERMEDIO=LONG. SOBREPERFORACIoN
~L,
ONG. CARGA INFERIOR E-1, LONG. CARGA INFERIOR E-2 =
LONG. CARGA SUPERIOR E-2 =
CARGA INFERIOR E-1
~ CARGA INFERIOR E-2CARGA SUPERIOR E-2C A R G A T o TAL
~ F'IEDRA, ESF'AC 1AM 1ENTO
VOLUMEN POR BARRENORENDIMIENTO PERFoRACIoN
. CONSUMO ESPECIFICO (ANFO)=
844.02 (MC)86.89 (MC/M)
O. 'í] (f<e,/MC)
. Figura 18.20. Cálculo del esquema de la voladura a
partir del «/p'"
.- Sobreperforación, fijada en función del diá-
metro.
- Retacado, en función de «Ip».~
Propiedades de la roca y del macizo rocoso
~ Este es el punto más importante y el que lodiferencia como método del resto de las fórmulasclásicas existentes que sólo consideran algunapropiedad pu ntual de la roca,~
~
Explosivo
~
La determinación del consumo específicoreferido a un explosivo base como el ANFO, per-mite una mejor aplicación y aprovechamiento deesas sustancias, pudiendo expresarse en kg/m3 oen cal/m3.
El cálculo del esquema de la voladura a partirde la información recogida de la perforadorapuede hacerse:
~
~- Mediante los valores suministrados por
los fabricantes de triconos a partir de
--- ,--- ,-,--- - -- -..---
PROGR~,MA JD J[ ~~VDL-
CALCULO DE CARGAS,..---.m, , --"'- ,,~~ 0='" ,,== ==, ,=,= ==, -~=, =,= =======,= =
DATO:"
D1 r~11e:TFdJ me: F'e:I':1Uhi',C 1 CII'I
r~L_Tlm?\ DE Brd'KTr
Il'mICE DE F'ET':I'UI':,"ii::IUI\1
2:2';>.00 1'1" 1'1.
15.00 M.3.00B.. "jO9. :50l. BO
¡C-IEDW',ESF(,C 1 1\1"1¡ ¡:X',ITU:30f;f,[f'e:l~i-I.JHi",C ]
~1.1'1.1'1..
¡::XF'CCJ::;1DENSIDAD DE CARGA (G/CC)VELOC. DETONACION (M/S)DIAMETRODE CARGA (M.M)
(2)
0.80
4000
22'7. 00
(1)
1" ~X'
4500
229.00
[":E~,iUL.T {,,[)U~,i
,, ,
L.UNGITUD DE IONLONG. hETACADO IOH ~
LIJr'jG. RETACféDU 11'1"1'1,1-:1"le:DIIJ'"'
1",.130 (1'1)(1"1)(11)
10. :,,(,0.00
LONG. CARGA INFEHIOR E-JL.UNG. CARGA INFEh E-2LONG. CARGA SUPERI E-2 ~
1.07':;.,'1-11)..00
(m(1"1)(1-1)
CARGA INFERIOH e 1CARGA INFERIOR E-2CAI':13A SUF'[f': 1 e¡¡." F-:::'e 11 h G (:\ 1 U 1 H i..
,',,3. 1617¡;;. ~¡6
0.002,":1.'7::::
U:Ti)(I<e;)(I<U)(I«i)
VULUMEN POh BARRENO
RENDIMIENTU PERFOHACION
1211.~::57:~. O';>
(I"IC)
(J"ICI~I)
CONSUMO ESPECIF] «(rI\IFD) "',0.20 (VU/~1C)
Figura 18,21. Cálculo de las cargas de explosivo paraun esquema prefijado.
muestras representativas en la etapa de
proyecto o de ampliación a una zona sindatos previos. "
- Mediante la interpolación a partir de datosrecogidos en una explotación en marcha,
b) Es el único sistema de cálculo que permite deter-minar la carga de explosivo por barreno, cuandolas características de la roca son diferentes a lassupuestas cuando se efectuó la perforación. Es unprimer paso para la optimización de los consumosy selección de los agentes explosivos más ade-cuados para el trabajo a realizar.
c) Es un método fiable, ya que está basado en unanálisis estadístico de una muestra amplia en elque se ha obtenido para la curva ajustada un coefi-ciente de correlación próximo a la unidad, sobreun colectivo muy variado de rocas y explotaciones.
d) Combinado con un sistema de registro continuode la perforación y un microprocesador se puedeampliar la gama de posibilidades de utilización,como se ha indicado anteriormente.
239
17.48 (M)7.7'7 (M)0.00 (M):Z.4L'J (m
2.48 (1)7.22 (M),::,00 (1)
255.15 (f::G)439.07 (I<G)
0.00 (KG)694.22 WG)
6.99 (1)8.04 (1)
EQUIPO DE PERFORACION
SELEWONADO
CQNSUMO ENERGEnDO
DE LA VOLADURA
ESQUEMA DE PERFORACIONy TECNlCA O€ VOLADURA
SIMULACION DE LAFRAGMENTACION(MODELO)
EVALUACION EN CAMPO DELA FRAGMENTACION
NO
NO
Figura 18.22. Estructura del modelo de optimizaciónde costes (L. Jimeno).
9. SISTEMA DE GESTION DE DATOS DE PERFO-RACION EN TIEMPO REAL
Recientemente, en la mina de carbón de Encasur enPuertollano se ha puesto a punto un sistema de registrode datos de operación en tiempo real de una perforado-ra rotativa.
El conjunto de variables controladas es:- Variables todo/nada:.Motor de la perforada en marcha SI/NO
. Torre abajo SI/NO
. Aire en barreno SI/NO
. Empuje en barreno SI/NO- Variables analógicas:
. Desplazamiento de la máquina. Desplazamiento de la cabeza de perforación.Velocidad de rotación. Par de rotación
. Fuerza de empuje
Para la obtención de las variables anteriores de formaautomática se han dispuesto sobre la perforadora lossensores que se indican en la Fig. 18.23.
La configuración final del sistema de gestión se mues-tra en el diagrama de bloques de la Fig. 18.24. La esta-ción central está constituida por un microordenador quedispone de monitor en color, teclado expandido e impre-sora, que dispone además de un interfaz para la comu-nicación con el radioenlace.
240
~"'""" ",m,," """." """'lO"'
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'""~""'~'"~",,"' ~.~, "'"' """AA'
~ ""'" \(~~ '"".~ ~"'"'-"'"'""""AA'~""'
Figura 18.23. Situación de los sensores en la perforadora.
La unidad móvil sobre la máquina está constituida porlos captado res, la CPU y el transmisor-receptor deradio. Parte de la información obtenida es mostrada porel display durante la perforación, para ayudar al opera-dor. Los datos que aparecen son:
- Profundidad actual del barreno (m)- Velocidad de penetración (m/s)- Distancia del tricono al fondo del barreno
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Figura 18.24. Diagrama de bloques del sistema de monitori-zación y control de la perforación.
Con la información recibida en la estación central seelaboran diversos informes: lista de paradas, partes derelevo semanales o mensuales, etc. Además se obtie-nen gráficos analógicos de los barrenos en los que serepresentan los sigui~ntes parámetros:
- Velocidad de rotación- Par de rotación- Fuerza de empuje- Velocidad de penetración- Energía específica de empuje y de rotación- Energía específica total
Toda la información queda recogida en el disco durodel microordenador, pudiendo aprovecharse posterior-mente para el diseño de las voladuras, una vez caracte-rizados los materiales rocosos perforados.
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