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PERFORACIÓN Y VOLADURA

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PLANEAMIENTO DE MINADO

Uso de Software Minero

TOPOGRAFÍA E INGENIERIA DE PROYECTOS

RUMBO A LA EXCELENCIA DE PROYECTOS MINEROS, MODELAMIENTO Y EJECUCIÓN.

jueves, 22 de septiembre de 2016

DETONADORES ELECTRÓNICOS

APLICACION DEL SISTEMA ELECTRONICO EN LAS OPERACIONES DE VOLADURA EN MINA CUAJONE DE SOUTHERN PERU COPPER CORPORATION

1.-Introducción.
2.-Objetivo.
3.-Conceptos Generales.
4.-Aplicación de los Detonadores Electrónicos.
5.-Conclusiones

INTRODUCCION

Los detonadores electrónicos son un nuevo y revolucionario sistema de control de voladuras, que redefine confiabilidad de la detonación, precisión en la iniciación, flexibilidad y seguridad en la operación, son completamente programables, capaz de retardar desde 0 a 15.000 milisegundos con incrementos de 1 milisegundo permitiendo el uso de periodos de retardos cortos hasta 1ms. La precisión se manifiesta en la perfecta secuencia de iniciación aplicando periodos de retardos cortos que permite la interacción de ondas entre taladros con la que se aprovecha al máximo el uso de la energía explosiva asegurando una mejora en la fragmentación con un apilamiento y desplazamiento correcto.

El beneficio inmediato encontrado con la aplicación de los periodos de retardos cortos a través de los detonadores electrónicos en la voladura de rocas es el mejoramiento de la fragmentación; mejora que se demuestra con la reducción del tamaño promedio de los fragmentos, reducción de los fragmentos gruesos y un incremento de los finos.

OBJETIVO

En la mina Cuajone los detonadores electrónicos son usados para incrementar la fragmentación en la voladura de rocas aplicando los tiempos de retardo óptimos entre taladros para conseguir la interacción de ondas (Ondas P y S) que incrementa y maximiza los esfuerzos de tracción.

CONCEPTOS GENERALES

El uso de los detonadores electrónicos en las operaciones de voladura ha permitido aplicar las teorías y estudios realizados en años anteriores referentes a la generación e interacción de las ondas sísmicas producidas por periodos de retardos cortos entre taladros y que no fueron aplicados a la práctica en su momento por no contar con detonadores capaces de ser programados con periodos de retardos requerido para tal fin hasta la aparición de los detonadores electrónicos. En el presente trabajo para determinar los periodos de retardos en que las ondas sísmicas interactúan se emplea el diagrama de Lagrange.

El concepto del diagrama de Lagrange será usado frecuentemente para el cálculo del tiempo de retardo entre taladros en una fila y entre filas de taladros. El avance de la tecnología en voladura basado en el uso de los detonadores electrónicos introduce un cambio de paradigmas. Es así que los conocimientos de propagación de ondas y la mecánica de fracturas es esencial para la aplicación exitosa de la nueva técnica de voladura.



Los sólidos transportan varios tipos de ondas: ondas de cuerpo y ondas de superficie. Dentro del cuerpo del material dos tipos de ondas pueden propagarse: Onda P (onda/pulso longitudinal o primaria) y Onda S (onda/pulso secundaria o de cizallamiento). Estas dos ondas/pulsos son de importancia en la voladura, y un perfecto entendimiento de su comportamiento es requerido para los cálculos de los periodos de retardos cortos además de la optimización de la fragmentación.

Ondas y Grietas en el Diagrama de Lagrange:

En su forma más simple el diagrama de Lagrange tiene un eje de tiempo (ordenada) y un eje de posición (abscisa) y es suficiente para describir los problemas unidimensionales como la propagación de ondas planas, ondas simétricas esféricas, y ondas simétricas cilíndricas (donde la columna de carga detona instantáneamente).
Las tangentes de las líneas conectadas son las inversas de las velocidades Vp, Vs y Vc de la Onda-P, Onda-S, y Fractura, respectivamente.

Notar que la velocidad al ser mayor es menos inclinada con respecto del eje X debido a que recorrer la misma distancia le toma menos tiempo a la Onda-P que a la Onda-S y la Fractura. En ese orden de allí que tengan esa inclinación.


Dada la detonación de un taladro (taladro 1), este genera Ondas P, Ondas S y Fractura que interactúa a su vez con las Ondas P, Ondas S producto de la detonación de un taladro adyacente en la misma fila (taladro 2). Produciéndose varias regiones limitadas por las diversas ondas siendo de particular interés la región donde ocurre la máxima tracción, es allí donde se produce la mayor fractura de rocas, ya que estas soportan muy bien la compresión pero no la tracción. Esta región esta ubicada en el rombo limitado por las Ondas P, específicamente en el centroide del rombo producido por las Ondas P. La fragmentación uniforme ocurrirá cuando la mayor área entre los taladros este contenida dentro de esta región.
... 

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domingo, 23 de junio de 2013

LEY DE CORTE CUT OFF PLANEAMIENTO

 CONCEPTO DE CUT – OFF

Definiciones

a)      Valor de los metales contenidos en una tonelada de mineral que cubre exactamente los costos incurridos desde su extracción hasta su colocación en el mercado, tomando en cuenta las recuperaciones durante su tratamiento. Concepto equivalente a “valor mínimo explotable”, expresado en $/ton.
b)     Ley mínima, de metal en una tonelada de material que cumple la condición anterior. Concepto equivalente a “ley cut – off”, “ley de corte”, “ley mínima explotable”, expresada en onz–metal / tonelada o % en peso-metal / tonelada. Dado que este valor determina el nivel de reservas minables dentro de un yacimiento y el nivel tecnológico de las operaciones, resulta importante revisar las variables que lo determinan:

VME = f {costos / método minado / recuperaciones metalúrgicas / cotización de metales}

Las primeras variables son endógenas a la empresa y eventualmente controlables; la última es exógena a ella, por lo tanto está fuera de control.

Elementos que intervienen en el cut – off.

1-      Costos.
2-      Métodos de minado.
3-      Recuperaciones metalúrgicas.
4-      Cotización de metales.

Fórmulas de cálculo.

Cut – off: es la suma de los costos incurridos en la producción de cierto tonelaje de mineral hasta su concentración en la unidad de producción. La fórmula vigente en uso por Contabilidad Metalúrgica:

VME = M + ( K1 + K2 + K3 )    Deducciones fijas.
Donde:

VME : Valor mínimo explotable, cut-off, en $ / ton.
M      : costo total de extracción minera, variable dependiente del método de minado, en $ / ton.
K1 : Costo total de concentración, en $ / ton.
K2 : Provisión anula por indemnización, en $ / ton.
K3 : Gastos fijos de administración.

Valorización de minerales.

Como el cut-off está ligado a la cotización del metal fino, veremos la fórmula de valorización:

(valor de mineral) = (ensayes de metal x recuperación combinada x precio neto) – (costos de transporte y fundición)

Donde:

Recuperación combinada: de mineral a metal fino, considera la recuperación resultante del tratamiento de concentración, fundición y refinación; está conformada por una deducción fija y por un porcentaje para reflejar mayores recuperaciones para contenidos metálicos mas altos; para éste fin generalmente se usan las del año anterior.

Costos de transporte: según el destino delos concentrados, estos son distribuidos a los minerales producidos mediante el radio de concentración. Son costos variables.

Costos de fundición: los costos totales de fundición son distribuidos a los minerales producidos.

1.-Precio neto.

Se calcula de acuerdo a la siguiente fórmula:

(precio neto de venta) = (precio promedio FOB Callao) – (comisión MPC + gastos de embarque + costos de refinación)

P.N.V. = P.P FOB – (C.MPC + GE + CR)
Donde:

PNV      : Precio neto de venta.
CR         :  Costo de refinación, implica solo costo directo y es aplicado a metal fino.
PPFOB : Precio promedio FOB, de las cotizaciones en el mercado internacional de metales.
GE         :  Gastos de embarque, incluye los fletes.
CMPC   :  Comisión MPC, incluye los gastos de comercialización.


El precio neto de venta se aplica también a minerales comprados a terceros.

sábado, 20 de agosto de 2011

diseño perforacion subterranea

DISEÑO DE VOLADURAS SUBTERRÁNEAS

9.1    INTRODUCCION


Las operaciones de voladuras subterráneas 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 solo una cara en la que debemos perforar y ser capaces de crear alivio perpendicular a esa cara utilizando los primeros barrenos que detonan. Si no se crea el alivio apropiado cuando detonan  los primeros barrenos, el resto de la voladura provocara muy poca fragmentación y se escopeteara.
Una diferencia adicional en las operaciones subterráneas es el hecho que los parámetros de voladura deben adecuarse a un contorno especifico. 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, critico. En este capitulo revisaremos muchos de los diseños más comunes de voladuras subterráneas utilizados
9.2 TIROS

Tanto en minería  como en  construcción, tiros verticales o inclinados proveen acceso subterráneo. Los tiros se utilizan para proveer  accesos  desde la superficie a  entradas subterráneas o para comunicar un nivel  con otro dentro de la mina.
Las excavaciones de tiro  son difíciles debido a que  normalmente el área
de trabajo es estrecha, ruidoso y con frecuencia húmeda. El trabajo puede ser peligroso debido a que las paredes expuestas  encima de las cuadrillas de barreacion  y voladura pueden desplomarse y las rocas pueden caer sin previo aviso. El avance es lento  por que la barreacion la voladura y el retiro del material  son operaciones cíclicas. La roca explotada debe ser bien fragmentada  para ser removida con el equipo de excavación. Hoy en día la mayoría de los tiros se hacen con una  sección  trasversal  circular lo que da una mejor distribución de las presiones  en la roca y reduce la necesidad de reforzar las paredes.
Existen tres métodos  comúnmente utilizados para explotar tiros circulares. El barrenado de anillos con barrenos verticales (figura 9.1) cortes en pirámides (figura9.2) y banqueo (figura9.3) . Algunas operaciones utilizan cuñas quemadas modificadas para proveer la segunda cara de alivio en una voladura de tiro (figura9.4)










9.1.2  DISEÑO DE ANILLOS CON BARRENOS VERTICALES
En la siguiente sección analizara un procedimiento paso por paso para el diseño de este tipo de tiros.

9.2.1.1 DETERMINACON DEL BORDO


El bordo para la voladura de un tiro se determina  de la misma manera que en una superficie.
2SG
B = 0.012                 + 1.5    D.

SG



Donde:
                B                 =          BORDO                                                         (M)

                 SG.            =          GRAVEDAD ESPECIFICA                        (g/cm3)
                                                O DENSIDAD DE EXPLOSIÓN

               SG,              =          GRAVEDAD ESPECIFICA                        (g/cm3)
                                                O DENSIDAD DE LA ROCA

                D.                =          DIÁMETRO DE EXPLOSIÓN                    (mm)



9.2.1.2 NUMERO DE ANILLOS

B

                    R  SH  -         2
R =                                       + 1
B

Donde:

              NR                =          NUMERO DE ANILLOS

 

           R SH              =          RADIO DE TIRO                        (m)

 

            B               =          BORDO                                    (m)

 

9.2.1.3 BORDO REAL 


2R SH

              B A  =                

2N R – 1


9.2.1.4 ESPACIAMIENTO DE LOS BARRENOS EN CADA ANILLO (ESTIMADO)

S = B

Donde:
            S                     =          ESPACIAMIENTO               (m)
             B                    =          BORDO                                 (m)

9.2.1.5 NUMERO DE BARRENOS POR ANILLO


2RR

     NH =
S
Donde:
            NH                   =          NUMERO DE BARRENOS POR ANILLO

            RR                   =          RADIO DE ANILLO             (m)

            S                     =          ESPACIAMIENTO               (m)

9.2.1.6 ESPACIAMIENTO REAL POR ANILLO

2RR
S  = 
NH

9.1.2.7 PROFUNDIDAD DE AVANCE


L = 2 B
Donde :
            L                      =          AVANCE                               (m)
            B                     =          BORDO                                 (m)

9.2.1.8 SUB BARRENACION

J = 0.3 B

9.2.1.9 TACO


T = 0.5 B

9.2.1.10 ANGULO DE AJUSTE


LO = 0.1 + H(TAN 2 )
Donde:
            LO                   =          ANGULO DE AJUSTE                                (m)
            H                     =          PRONFUNDIDAD DE BARRENO           (m)

9.2.1.11 TIEMPO DE RETARDO


Mínimo 100 – 150 ms o retardos LP por anillo o retardos en espiral hacia fuera.


EJEMPLO 9.1
INFORMACIÓN DADA:
            DIÁMETRO DE TIRO                      =          7.0       m
            DENSIDAD DE LA ROCA             =          2.6       g/cm3
            DENCDAD DL EXPLOSIVO         =          1.3       g/cm3
            DIÁMETRO DE LA CARGA           =          38        mm

1.    BORDO (IDEAL)
                                          
2SGe      +1.5    De                
B = 0.012                      SG r                 

2 X 1.3

          B = 0.012                     + 1.5    38 = 1.14 m
                                       2.6


2.    NUMERO DE ANILLOS
 


  B                               1.14
           RSH -                          3.5 –
 2                                      2    
NR =                            + 1  =                                      + 1 = 3.57 = 4
                B                                   1.14


3.    BORDO (REAL)

               2RSH            2x3.5
    BA =                 =              = 1m
              2NR-1        2x4-1

4.    ESPACIAMIENTO

S = B = 1m

5.    NUMERO DE BARRENOS POR ANILLO:

2 X 0.5 X
            ANILLO 1                                       NHI =                           = 3.14 = 3
                                                                                         1    

                                                                                    2 X 1.5 X
            ANILLO 2                                      NH2 =                           = 9.42 = 9
                                                                                         1    

                                                                                    2 X 2.5 X
            ANILLO 3                                     NH3 =                            = 15.7 = 15
                                                                                         1    

                                                                                    2 X 35 X
            ANILLO 4                                     NH4 =                             = 21.99 = 22
                                                                                          1               

TOTAL DE BARRENOS /  VOLADURA = 49 BARRENOS / VOLADURA
6.    ESPACIAMIENTO REAL POR ANILLO


2RR      3.14
             ANILLO 1                                          S =                =            = 1.04 m
                                                                                    NH          3

                                                                                    2RR         9.42
            ANILLO 2                                           S =                =            = 1.04 m
                                                                                    NH             9

                                                                                    2RR          15.7
            ANILLO 3                                           S =                  =               = 1.04 m
                                                                                    NH              15

                                                                                    2RR           21.99
            ANILLO 4                                           S =                  =                  = 1.00 m
                                                                                     NH              22

7.  PROFUNDIDAD DE AVANCE

L = 2 B = 2 X 1 = 2 m
8.  SUB - -BARREACION
                                   
J = 0.3 B = 0.3 X 1 = 0.3m
9.  TACO

T = 0.2 B = 0.5 X 1 = 0.5 m
10.       ANGULO DE AJUSTE

LO = 0.1 + 23 (tam 2) = 0.1 + 2.3 X 0.035 0 0.18
11.TIEMPO DE RETARDO:
Utilice 4 periodos de retardos LP o retardos progresivos en los anillos.
12 .EXPLOSIVO TOTAL:

EXP = N HT  X  PC X de
                                                                  38 
EXP = 49 x (2.3 – 0.5) x                                           x 1.3
4000   
EXP = 49 X 1.8 X 1.134 X 1.3 = 130 Kg
           

13.       VOLUMEN TOTAL

R H     = 3.5 X 2 X 3.14 = 76.97 m3
14.       FACTOR DE CARGA

                                                130 Kg                Kg
PF =                    = 1.7
           76.97 m3              m3

9.3 TUNELES

Las voladuras en túneles son diferentes a las voladuras en bancos debido a que se hacen hacia una superficie libre mientras que las voladuras en banco se hacen hacia dos o mas caras libres. En las voladuras de bancos, hay gran cantidad de alivio natural  dentro de la plantilla el cual resulta d las caras libres adicionales. En los túneles, sin embargo, la roca esta más confinada y una segunda cara libre debe ser creada paralela al eje de los barrenos.
Como resultado del confinamiento original 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 barrenos subsecuentes. En las voladuras de túneles se utilizaba generalmente periodos de retardos largos. Si se utilizan retardos de mm segundos s omiten periodos de retardo  para permitir de 75 a 150 mil segundos como mínimo entre disparos de barrenos. Este incremento en el tiempo de retardo es esencial para permitir que las voladuras de  túneles funcionen apropiadamente  






La figura 9.5 provee una descripción visual de algunos tipos de barrenos que son divididos en las siguientes categorías.
1.- BARRENOS DE PISO
2.- BARRENOS DE COSTILLA (TABLA)
3.- BARRENOS  DE CONTORNO
4.- BARRENOS AUXILIARES (HORIZONTALES, VERTICALES)
5.- BARRENOS DE CUÑA

Los barrenos 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 la construcción. Este ángulo recibe el nombre de ángulo de ajuste. Los ángulos de ajuste se muestran en la figura 9.6 .  El ángulo de ajuste comúnmente se define como 0. 1 m + Lx tan 2.
Los bordos para todas las voladuras  de túneles se miden y se calculan al fondo de los barrenos. El ángulo de ajuste debe se tomado en cuenta cuando se determinan los bordos reales al fondo de los barrenos.




Los barrenos del perímetro  en la zona de la costilla y del techo se perforan comúnmente y con espaciamientos  cercanos y cargas ligeras. También pueden detonarse como voladuras de recorte para proveer  un contorno que requiera poca fuerza . La figura 9.7 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.




9.3.1   CUÑAS QUEMADAS O DE BARRENO PARALELO

La cuña mas utilizada hoy en día es la cuña quemada con barreno grande. El termino “ cuña quemada ” se origina en un tipo de voladura donde los barrenos son perforados paralelos uno a otro. Uno o mas barrenos en la cuña se dejan vacíos para que actúen como la cara de alivio hacia la cual los otros barrenos puedan romper.
Tradicionalmente, la cuña quemada se perforaba donde los barrenos  llenos y vacíos fueran del mismo diámetro. Mas tarde se descubrió que al utilizar barrenos vacíos de diámetro mayor que los cargados, proveía alivio adicional en la plantilla y reducía la cantidad de barrenos perforados que se necesitaban. Los barrenos grande y vacíos también permitían un avance un avance adicional por voladura. La figura 9.8 muestra la relación entre el avance por voladura y los diámetros de los barrenos vacíos. Toda una variedad de nombres resultaron del híbrido de la cuña quemada la cual utilizaba barrenos grandes y vacíos. Para propósitos de claridad, este tipo de voladura será llamada cuña quemada.


Figura 9 – 8 Porcentaje de Avance vs. Diámetro del Barreno


Los barrenos de la cuña pueden ser colocados en cualquier lugar en la cara del túnel. Sin embargo, la posición de la cuña influencia la cantidad de lanzamiento, el numero de barrenos perforados y el costo total por metro cúbico. Por ejemplo, si los barrenos de la cuñase colocan cerca de la pared  como lo muestra la figura 9.9 A, la plantilla requerirá menos barrenos perforados aunque, la roca fragmentada no sea desplazada tan lejos del túnel. La cuña se alterna del lado derecho al izquierdo del túnel para asegurar que no se perforaran las cañas de las voladuras previas en las voladuras subsecuentes.
Para poder obtener un buen movimiento hacia delante dela pila de material, la cuña puede ser colocada en la mitad de la frete hacia la parte inferior del corte. En esta posición, el lanzamiento será minimizado (figura 9.9 c).Si se requiere de mayor lanzamiento, los barrenos de la cuña pueden colocarse mas alto en el centro de la frente como se muestra en la figura 9. 9 D.

Figura 9-9 Posiciones de los Barrenos de Cuña
9.3.1.1 DISEÑO DE LOS BARRENOS DE CUÑA

El principio primordial de todos los diseños de cuñas quemadas es el siguiente. Los bordos de los barrenos cargados se seleccionan de tal manera  que el volumen de roca quebrada por cualquier barreno no pueda ser mayor al que se pueda ocupar en el espacio vació creado, ya sea por el barreno de mayor diámetro o por los barrenos subsecuentes que se detonen. En este calculo se debe considerar también el hecho de que cuando la estructura de la roca se rompe entre los barrenos, esta ocupara un volumen mayor al que tenia de su estado original. En otras palabras, se debe considerar el factor de abundamiento.
Si los barrenos de una cuña rompen un volumen mayor del que pueden caber dentro del volumen del cráter creado previamente, la cuña 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 barrenos se pierde y los barrenos no podrán romper adecuadamente. De hecho estos empezaran a escopetearse fisurando la roca adyacente pero sin permitir que el mecanismo de falla por cortante cause la fragmentación en la tercera dimensión. Por lo tanto en la cuña misma, las distancias deben ser diseñadas y barrenadas con precisión. El tiempo de retardo debe ser suficientemente lento para permitir que la roca empiece a ser expulsada de la frente antes que se disparen los barreos subsecuentes.
9.3.2 CALCULOS PARA LAS DIMENSIONES DE LA CUÑA QUEMADA

9.3.2.1 BARRENO (S)  VACIO (S) (DH)

Un diseño típico  de una cuña quemada se da en la figura 9.10. El diámetro del barreno vació de alivio se designa como DH .  Si se utiliza mas de un barreno vació, se debe calcular el diámetro equivalente de un solo barreno vació el cual contenga el volumen de todos los barrenos vacíos. Esto se puede hacer utilizando la siguiente ecuación ( figura 9.11 )
DH = dH   N 
Donde:
DH                   =          DIAMETRO EQUIVALENTE DE UN SOLO                    (mm)
                                    BARRENO VACIO
DH                   =          DIÁMETRO DE LOS BARRENOS VACIOS                   (mm)

N                     =          NUMERO DE BARRENOS VACIOS                              
EJEMPLO9.2
Encuentre el DH para tres barrenos vacíos de 76 mm de diámetro
DH   = 76  3  = 131 mm








9.3.2.4 PROFUNDIDA DE BARRENO (H)

La profundidad de los barrenos, los cuales romperán hasta un 95 %  o mas de su profundidad total, puede ser determinado con la siguiente ecuación :

DH + 16.51
H =
41.67
Donde :
H         =          PROFUNDIDAD                                          (mm)
DH       =          DIÁMETRO DE BARRENO                       (mm)

9.3.2.5 PROFUNDIDAD DE AVANCE (L) (ESPERADA)


L = 0.95 H
Revisé si la carga puede romper los bordos de cada cuadrado.


Utilice la formula del bordo (6.2)
 


                        B = 0.012       2 SGe + 1.5    De
                                                SGr
  

9.3.2.6 BARRENOS AUXILIARES

 
 2Sge
                        B = 0.012                   + 1.5     De
                                                SGr


S = 1.1 B

T = 0.5 B
Donde:
            S         =          ESPACIAMIENTO                                       (m)
            B         =          BORDO                                                         (m)
            T          =          TACO                                                             (m)


9.3.2.7 BARRENOS DE PISO

2 SGe
                        B = 0.012                     + 1.5    De
                                                 SGr

                                                S = 1.1 B
                                                T = 0.2 B

9.3.2.8 BARRENOS DE CONTORNO (COSTILLA Y TECHO)

Comúnmente detonados con voladura de recorte con barrenos de 0.45 m a 0.6 entre centros, de otra manera:
2 Sge
                        B = 0.012                     + 1.5     De
                                                 SGr

                                                S = 1.1 B
                                                T = B                         
   
9.3.2.9  TIEMPO DE RETARDO EN LOS BARRENOS

Los barrenos de la cuña se disparan por lo menos 50m entre los períodos. Los barrenos auxiliares se retardan con por lo menos 100m o con retardos LP. Los barrenos del contorno (con voladura de recorte ) se disparan con el mismo retardo. Los barrenos de piso se detonan al último.
 
9.3.2.10  INICIADOR

Siempre se coloca en el fondo de los barrenos.
Ejemplo 9.3
Un túnel rectangular con una sección de 8m de altura y 10m de ancho va ha ser excavado con el método de cuña quemada con barreno grande. La cuña será colocada cercana a la parte central inferior del túnel. El barreno central vacío será de 102mm y los barrenos cargados serán de28mm de diámetro. Todos los barrenos de la cuña serán cargados con emulsión de 25, 29 y 32mm de diámetro. Se utilizará explosivo de precorte en las costillas y el techo, el espaciamiento de los barrenos de recorte será de 0.6m. La roca es un granito con una densidad de 2.8g/cm3. El barreno de 102mm se escogió para permitir un avance de por lo menos 95% en una profundidad de variación de 3.8m. Diseñe la voladura.

CÁLCULO DE PARÁMETROS INDIVIDUALES

Llene la tabla utilizando las fórmulas dadas en la tabla 9.1

NUMERO N*
  
           1

            2

            3

            4

      B =

      0. 153

        0.216

       0.459

         0.973

      R =

      0.153

        0.324

       0.688

         1.459

   SC =

      0.216

        0.459

       0.923

         2.063

     T =

      0.153

        0.108

       0. 230        

         0.482

Revice Se      L     Se    1.9m          Se       1.9m        Se        1.9m       Se        1.9m


1.- Profundidad (H) dada como 3.8 m
2.- Avance (L) dado como 0.95 x 3.8 m = 3.16 m
L =  3.16 = 1.9
3.- Calculo del bordo:
 


2SGe
                        B = 0.012                   + 1.5     De
                                                 SGr

 


                                                2 X 1.2
                        B = 0.012                     +1.5      25 = 0.7 lm
                                                  2.8


                                               

2 X 1.2

     B 29 = 0.012                        + 1.5     29 = 0.82m
                                       2.8

                                   
2 X 1.2
     B 38 = 0.012                         +1.5      38 = 1.07m
                                       2.8

4.- BARRENOS AUXILIARES :

2 X 1.2

                 B 38 =0.012                          + 1.5        38 = 1.07
                                                  2.8

                                                S = 1.183 m = 1.2 m
                                                T = 0.215 m

5.- BARRENOS DE PISO:
El mismo bordo y espaciamiento que los barrenos auxiliares
T = 0.215 m
6.- CONTORNO (barrenos de recorte)
Utilice espaciamiento de 0.6 m
 


                                                S                     600                   g
                        Dec = 10                   = 10                  = 115
                                             177                   177                     m

                                                B = 1.3 X 0.6 = 0.78m = 0.8 m

MONTAJE DEL PLAN


1.- BARRENOS DE PISO:

10
                                 = 8.33          Nota. Debe aproximarse a números enteros
                        1.2

                                    10
Si                     = 1.25 m = S
8
10       
Ó                                             = 1.11m = S  Utilice 9 espacios o 10 barrenos
                                     9

2.- ANGULO DE AJUSTE:
                                   
0.1  + H (Tan 2 ) = 0.1 + 3.8 (Tan 2 ) = 0.23m

3.- BARRENOS DE PISO :

DE PISO                    =          10                    VOLADURA CONTROLADA

AUXILIARES                        =          46                    COSTILLAS                                      26

CUÑA                                    =          16                    TECHO                                              15
68                                                                                                        41


9.3.3   CUÑA EN V

La cuña más comúnmente utilizada en trabajos subterráneos con barrenos perforados en ángulo el la cuña en V. La cuña en V difiere de la cuña quemada en que se perforan menos barrenos y se logra un avance menor por voladura con una cuña en V. 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, y es factible alcanzar un avance de hasta 50% del ancho del túnel. El ángulo de la V no debe ser agudo y no menor de 60 . Los ángulos más agudos requieren cargas con más energía para la cantidad de bordo utilizado. Una cuña consiste, normalmente, de dos V´s, pero en voladuras más profundas, una cuña puede consistir de hasta 4 (figura 9.15).

Figura 9 15 Cuña en V básica

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. La distribución básica de las V´s se muestra en la figura 9.16




Figura 9 –16 Tiempo de retardo para una Cuña en V

En la figura 9.15 se muestran dos bordos, el bordo al fondo de los barrenos y el bordo entre las  V´s. La distancia indicada como B-1(figura 9.15) la cual se localiza
entre las V´s es equivalente a dos veces un bordo normal si se utiliza un ángulo de 60  en el vértice de la V. En algunos casos, se perfora un barreno original perpendicular a la frente siguiendo la línea de B-1, el cual se denomina “ barreno rompedor ”. Este se usa si la fragmentación obtenida con la cuña en V el demasiado grande.



Figura 9 – 17 Dimensiones de una Cuña en V


La figura 9.17 indica la dimensión necesaria para perforar una cuña en la V adecuada. Las dimensiones específicas necesarias para cada barreno son tres:
1.-       La distancia a la cual se coloca la boca del barreno a partir de centro de la      frente.
2.-       El ángulo al cual penetra en barreno dentro del manto rocoso.
3.-       La longitud de cada barreno en particular. Para poder obtener la dimensiones apropiadas, discutiremos los cálculos para el diseño de una cuña en V.

9.3.4   DISEÑO DE UNA CUÑA EN V.

9.3.4.1 DETERMINACIÓN DEL BORDO.

El bordo siempre se mide al fondo del barreno y se coloca como se muestra en la
figura 9.15. Se comprende que este no es el bordo real exacto y que los barrenos con ángulos mayores (aquellos que se aproximan a la V ) tienen un bordo real menor. Esto sin embargo, se hace para simplificar el diseño. Cuando s consideran los errores de barrenación y otros factores, la reducción del bordo real es de hecho beneficiosa.
El bordo se puede determinar usando la misma ecuación que se a utilizado con anterioridad.
 


2SGe
            B = 0.012                     + 1.5        De
                                     SGr

La distancia entre V´ s se muestra en la figura 9.15 como B1  y se calcula de las siguiente manera:

B1 = 2B

Donde :
            B         =          BORDO                                 (m)
            B1        =          BORDO                                 (m)



9.3.4.2 ESPACIAMIENTO ENTRE BARRENOS (VERTICALMENTE)


El espaciamiento vertical entre V´s es:

S = 1.2 B


Donde :
            S         =          ESPACIAMIENTO               (m)
           
            B         =          BORDO                                 (m)

9.3.4.3 ANGULO DE LA V

El ángulo de la V es de 60  aproximadamente. Se han utilizado ángulos de menos de menos de 60  en túneles pequeños y estrechos, sin embargo, la densidad de carga de explosivo en cada barreno debe incrementarse.
9.3.4.4 PROFUNDIDAD DE LA CUÑA O AVANCE (L)

En general, la profundidad  de la cuña varia de un 2B a un máximo de 50% del ancho del túnel. Los barrenos normalmente no romperán hasta el fondo y se puede asegurar un avance de entre el 90 a 95 % de la profundidad total de los barrenos.
9.3.4.5  LONGITUD DEL TACO

Los barrenos se cargan hasta un 0.3B – 0.5b de lo boca dependiendo de la resistencia  de los materiales a ser volados. Las bocas se dejan abiertas algunas veces se utilizan tapones de barro.
9.3.4.6 BARRENOS DE PISO Y AUXILIARES

Se utiliza el mismo procedimiento de diseño discutido previamente en la cuña quemada.

9.3.4.7 BARRENOS DE CONTORNO (COSTILLA Y TECHO)

Se utiliza el mismo procedimiento discutido previamente en el diseño de la cuña quemada.
9.3.4.8 ANGULO DE AJUSTE

Se utiliza el mismo procedimiento discutido previamente en el diseño de la cuña quemada.
9.3.4.9 CARGADO DE LOS BARRENOS

Es importante que los iniciadores se coloquen en el fondo de los barrenos. La densidad de carga se puede reducir cerca de la boca del barreno 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 barreno ha sido cargado con la cantidad asignada para obtener bordos apropiados.
9.3.4.10 TIEMPO DE DISPARO
El tiempo de disparo en una cuña en v debe ser por lo menos de 50ms entre cada V, cuando estas disparan un detrás de otra.
El tiempo de disparo debe diseñarse de tal manera que permita que la roca comience a moverse antes de que disparen los barrenos subsecuentes. Es por eso que los retardos mínimos deben ser de 75 a 100ms como lo nuestra la figura 9.16.

EJEMPLO 9.4
El túnel  que excavará  en roca caliza con una densidad de 2.6 g/ cm3  tendrá una sección  de 6 metros de ancho por 4 de alto. La carga de explosivo será  de una dinamita semigelatina,  con una densidad de 1.3 g/ cm3 en cartuchos de 32 mm. Diseñe la cuña en V.



1.- CALCULO DEL BORDO
 


2SGe
                        B = 0.012                     + 1.5         De
                                                 SGr

 


2 X 1.3

B = 0.012                      + 1.5         32 = 0.96m
                                                  2.6    

2.- ESPACIAMIENTO ENTRE V s (VERTICALMENTE)

S = 1.2B = 1.2 X 0.96 = 1.152m


3.- PROFUNDIDAD DE LA CUÑA (L)

L = 2B = 2 X 0.96 = 1.92m



4.- PROFUNDIDAD DE BARREACION  (H)
1.92
                                    H =                    = 2.13m
                                                 0.9

5.- CALCULO DE TACO
T = 0.5B = 0.48m
6.- ANGULO DE AJUSTE
LO = 0.1 + H (Tan 2) = 0.1 + 2.17 (Tan 2) = 0.18m
7.- Vea la figura para los cálculos de los barrenos.
Angulo para los barrenos


           
Profundidad de barreno 1
2.13
                                    x =                     = 2.46m
                                                cos30

Profundidad del barreno 2
2.13
                                    x =                     = 2.28m
                                                cos21

Profundidad del barreno 3
           2.13
                                    x =                               = 2.17m
                                                 cos10.89

Profundidad del barreno 4
   2.13
                                    x =                               = 2.14m
                                                 cos4.47

9.3.5   CUÑAS DE ABANICO

Las cuñas de abanico son similares en su diseño y método  d operación a las cuñas en V.  Ambas deben crear el alivio al tiempo que los barrenos detonan  hacia la cara libre. No existe alivio adicional creado por barrenos vacíos como en el caso de las cuñas quemadas. Una cuña en abanico clásica se muestra en la figura 9.18. Las dimensiones se determinan utilizando los mismos métodos y formulas de la cuña en V.   


Figura 9 –18 Cuña en Abanico

9.3.6 METODO DE TUNEL O BANCO

El método de túnel y banco ( fig.9.19) es una combinación de una voladura sub terranea de túnel y una voladura de banco a cielo abierto. La clave del túnel se excava por delante del banco. Cualquiera de las cuñas o voladuras de túnel discutida puede ser utilizada para excavar la clave.

El banco se diseña usando los mismos principios que previamente se han discutido para las voladuras a cielo abierto en los capítulos 6 y 7.

Figura 9 –19 método de Túnel y Banco
Ejemplo 9.5
Se diseñara la voladura de banco para el túnel mostrado en la fig 9.19. Los barrenos seran cargados con cartuchos de 32mm di dinamita semigelatina  con una densidad de 1.3g/cm3. La roca sera una caliza con una densidad de 2.6 gr/ cm3.

1.-BORDO
 


                                                2SGe
                        B = 0.012                   + 1.5      De
                                                SGr                      


 


                                                2 X 1.3
                        B = 0.012                     +1.5      32 = 0.96m
                                                 2.6


2.- TACO


                        T = 0.7 B = 0.7 X 0.96 = 0.67m

3.- SUB – BARRENACION

                        J =  0.7 B = 0.3 X 0.96 = 0.29m

4.- PROFUNDIDAD DEL BARRENO

                        H = L+J = 76 + 0.29 = 7.89m

5.- TIEMPO DE RETARDO

Todos los barrenos se retardan o pueden dispararse como corte en V ( voladura de banco ) vea el cap 7 para las dimensiones del patron.

6.- ESPACIAMIENTO

Si se retarda la voladura entonces revise:                     


                                    L          7.6
                                         =               =  7.9
                                    B         0.96

                                    S = 1.4 B = 1.34m

Si se corta en V el espaciamiento es tambíen 1.4 B o 1.34 m

7.- NUMERO DE HILERAS

El numero de hileras es normalmente de 3 a 5 dependiendo de la disponibilidad de los retardos de los iniciadores y las especificaciones sobre vibración del proyecto

8.- NUMERO DE BARRENOS POR HILERA

Se divide el ancho entre el espaciamiento 

                                    15.2m
                                                    + 1 = 11.34 + 1
                                    1.34   


Se utilizaran 12 barrenos. E l espaciamiento real es .

                                    15.2
                                                  = 1.38m
                                     11